于嘉琦

（霍州煤電集團有限責任公司辛置煤礦礦井生產技術科，山西 霍州 031400）

1 工程概況

西曲礦18501工作面位于位于南五盤區(qū)南部，工作面走向長度1580m，傾斜長度145m。北鄰已回采完的18502工作面，西鄰南983運輸大巷，東鄰西983運輸大巷。工作面主采8#煤，8#煤厚3.80～4.40m，平均4.20m，煤層整體傾向西南，傾角1°～9°，為近水平煤層。8#煤層結構簡單，局部頂板為0.23m的炭質泥巖偽頂，直接頂為2.40m的石灰?guī)r，直接底板為1.54m的細砂巖，老底為3.13m的粉砂巖。18501工作面采用一次采全高開采，設計采高4.2m，工作面切眼的總長度145m。18501工作面回風順槽設計為矩形斷面，寬度4.5 m、高度3.5 m。為了減少區(qū)段煤柱損失，18501工作面回風順槽采用沿空掘巷的方法進行掘進，采用錨、網、索聯(lián)合支護的基礎支護方案，如圖1所示。具體18501工作面位置示意圖如圖2所示。

圖1 回風順槽基礎支護方案

圖2 18501工作面位置示意圖

2 窄煤柱寬度確定及穩(wěn)定性分析

2.1 數值模型的建立

根據西曲礦18501孤島工作面上覆巖層的物理力學參數，同時借鑒類似礦井經驗[1]，通過Flac3D軟件建立18501綜采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱內應力特征及位移分布規(guī)律。在數值模擬的過程中，首先開采18502工作面，然后留設窄煤柱后開挖18501工作面回風順槽，煤柱尺寸從3m增加至12m，每個方案增加lm，最后對18501工作面進行開采。模擬順槽內采用基礎支護方案進行支護。將上覆巖層中的堅硬承載層作為均布載荷施加在模型邊界會產生一定的誤差，為了消除這些誤差，可將覆巖中關鍵層的重力簡化為5MPa均布載荷施加在模型上邊界，四周及底部邊界施加位移約束邊界條件，所建模型長×寬×高=326m×300m×100m。

2.2 數值模擬分析

圖3 不同寬度煤柱內垂直應力分布規(guī)律

如圖3為不同寬度煤柱內垂直應力的分布規(guī)律。觀察圖3可發(fā)現，煤柱內的垂直應力從巷道一側到采空區(qū)一側先增大后減小，應力峰值在煤柱中心偏向巷道一側。隨著煤柱尺寸的不斷增加，煤柱內垂直應力峰值也不斷增加。3m和4m煤柱內的垂直應力峰值均小于原巖應力，這是由于煤柱過窄，不具備承載覆巖載荷的能力所致；當煤柱寬度從5m增加至9m時，煤柱內的垂直應力峰值也不斷增加，且增幅明顯，這說明煤柱寬度的增加提高了煤柱的承載能力；當煤柱寬度從9m增加至12m時，煤柱內垂直應力峰值增幅很小，從經濟角度考慮，9m寬的煤柱能夠滿足承載覆巖載荷的需求。

圖4 不同寬度煤柱沿空巷道圍巖變形情況

當煤柱寬度從3m增加至12m時，平均巷道頂板下沉量約為380mm，沿空巷道底鼓量波動很小，對巷道整體變形影響較小。隨著煤柱寬度從3m增加至8m，沿空巷道兩幫移近量逐漸減小，這是由于煤柱寬度在3～8m時，沿空巷道位于低應力區(qū)，但是由于保護煤柱中存在破碎區(qū)及塑性區(qū)致使煤柱的承載能力降低，煤柱變形量較大，但隨著保護煤柱寬度的增加，煤柱的承載能力不斷上升，所以煤柱的變形量逐漸減小；隨著煤柱寬度從9m增加至12m，沿空巷道兩幫移近量逐漸增加。這是由于煤柱寬度為9～12m時，煤柱的承載能力增高，煤柱內部的破碎區(qū)及塑性區(qū)對煤柱的變形影響減小，隨應力升高煤柱側巷幫向巷道內移近量變大。由于煤柱內破碎區(qū)及塑性區(qū)的影響，煤柱側巷幫移近量變化較為明顯，變形量約為300mm～500mm，所以沿空巷道支護的重點在于控制沿空巷道兩幫的變形。從沿空巷道圍巖變形量的角度考慮，該工作面煤柱的留設寬度為8～10m。

窄煤柱中性面的寬度表征了煤柱內小位移區(qū)域的寬度和煤柱承載特性，如圖5所示為不同寬度煤柱內中性面寬度占比圖。

圖5 不同寬度煤柱內中性面寬度占比

觀察圖5發(fā)現，隨著煤柱寬度的不斷增加，中性面寬度所占比例也不斷增加，表明煤柱的承載能力不斷升高。煤柱寬度為3～7m時，煤柱內中性面寬度占比基本不變，這是由于煤柱完全破碎，喪失承載能力，致使窄煤柱塑性變形嚴重；煤柱寬度為8～11m時，煤柱內中性面寬度占比顯著增大，煤柱內出現穩(wěn)定的塑性極限承載區(qū)域，且中性面寬度受煤柱寬度影響大，在該范圍內煤柱寬度的增加可以明顯提高中性面的寬度，改善煤柱的變形情況和應力集中狀態(tài)。煤柱寬度從12m繼續(xù)增加，煤柱內中性面寬度占比有一定程度的增加，但趨增速快緩且趨于穩(wěn)定，即煤柱寬度的增加不會對中性面寬度的占比產生大的影響。從中性面寬度占比角度出發(fā)，該工作面留設10m煤柱為最佳。

綜上所述西曲礦18501工作面沿空掘巷窄煤柱留設10m為最佳，回風順槽實體煤側巷幫移近量約180mm，煤柱側巷幫移近量約350mm，頂板下沉量約230mm，底板鼓起量約190mm，回風順槽表面位移量較大，兩幫移近量較大，對回采工作面的通風和安全生產帶來一定困難，所以需要對回風順槽進行補強支護。

3 圍巖控制技術

3.1 原基礎支護存在的問題

順槽基礎支護中錨桿的長度和強度不夠，難以形成整體的支護系統(tǒng)；施工過程中存在支護滯后及錨桿錨索的預應力施加不達標的現象發(fā)生，不能形成有效的主動支護，會導致巷道斷面失穩(wěn)；巷道底板及底角未采取有效的控制措施，致使巷道兩幫變形嚴重及底鼓現象的發(fā)生。

3.2 支護優(yōu)化設計[2-3]

根據18501工作面的具體地質情況，為保證工作面回采期間巷道正常安全的使用，可采取下列加強支護的措施：

1）施加足夠的預緊力。在沿空巷道掘進后及時進行支護，并且確保頂板及兩幫錨桿預緊力不低于為80kN、60kN，錨索預緊力為130 kN。

2）加打巷幫底角錨桿。由于18501工作面回風順槽及護巷煤柱受工作面回采擾動較大，巷道兩幫發(fā)生嚴重變形，且底鼓現象嚴重，需要將幫部錨桿由原本的 Ф18×1800mm的圓鋼錨桿調整為 Ф22×2200mm的螺紋鋼錨桿，同時需要加打同規(guī)格底角錨桿，以防止巷幫變形嚴重及底鼓嚴重影響正常生產。

3）加打頂板錨索并添加樹脂錨固劑[4]。在巷道頂板每1.8m處增加一排Ф17.8×8000mm，預緊力100～150kN的錨索。使巷道頂板的錨索布置形式為排拒0.9m，每排2跟。頂板錨桿采用每孔ck23/36、k23/60兩卷樹脂錨固劑，兩幫錨桿每孔一卷k23/60樹脂錨固劑；頂板錨索采用每孔ck23/36、k23/60、k23/60三卷樹脂錨固劑。補強支護如圖6所示。

圖6 回風順槽補強方案圖

4）巷幫擴刷。實體煤幫擴刷技術是刷去邊緣破裂呈塑性狀態(tài)的煤體，這一部分煤體的持續(xù)變形量大，承載力低，然后對力學性能較好的煤體進行支護，使實體煤幫的變形得到控制，從而維護巷道圍巖穩(wěn)定性。具體實施方案：拆除實體煤側巷道原有支護，然后向實體煤側擴刷1m的寬度，在新的巷幫上用錨桿鉆機進行頂底角及幫部的錨索布設。新懸露的頂板距幫400mm處向頂帶30°角度施工一根限位錨索，錨索規(guī)格為Ф17.8×8000mm，預緊力100～150KN，采用每孔ck23/36、k23/60、k23/60三卷樹脂錨固劑進行錨固。巷幫擴刷支護示意圖如圖7所示。

圖7 實體煤幫擴刷支護示意圖

3.3 回風順槽圍巖控制效果

在工作面回采期間，通過在巷道里布置的測站內使用“十字測量法”測量補強支護后的巷道表面位移量，所得數據如圖8所示。

圖8 巷道表面位移

由圖5可知，工作面從距測站100m處推進至距測站80m處時，巷道表面并沒有發(fā)生位移變化；當工作面從距測站80m處開始推進時，對巷道表面位移產生較小影響，直至推進至距測站60m時巷道表面位移量隨著工作面的推進不斷增加，但仍未發(fā)生較大改變；當工作面從距測站40m推進至距測站10m的過程中，巷道表面位移量突然增大，頂底板移近量增加至320mm，兩幫移近量增加至210mm。相比于未補強支護前的巷道表面移近量分別減少了約24%和61%。工作面回采過程中巷道表面位移量均在允許范圍內，巷道支護情況良好，能夠保證回采期間巷道正常安全的使用，所以該巷道的支護優(yōu)化措施設計合理。

4 結 論

1）通過Flac3D軟件建立18501綜采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱內應力特征及位移分布規(guī)律，發(fā)現西曲礦18501工作面回風順槽沿空掘巷10m窄煤柱留設合理，但回風順槽圍巖表面位移量較大，兩幫移近量較大，對回采工作面的通風和安全生產帶來一定困難，所以需要對回風順槽進行補強支護。

2）通過現場實測發(fā)現在采取加打頂板錨索、巷幫錨桿并添加樹脂錨固劑的巷道補強支護措施及實體煤側巷幫擴刷等圍巖控制措施后，沿空巷道兩幫及頂板的變形量較之前分別減少了24%和61%，巷道表面位移量控制在允許范圍內，因此18501工作面的回采巷道支護優(yōu)化措施合理，能夠保證10m窄煤柱護巷條件下巷道在回采期間正常安全的使用。