馬文偉

（1.中煤科工集團(tuán)沈陽研究院有限公司，遼寧 撫順 113122；2.煤礦安全技術(shù)國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，遼寧 撫順 113122）

深部采場由于地質(zhì)作用的原因常常存在厚度較大的堅硬頂板，且堅硬頂板不易自然垮落，隨著開采進(jìn)程的持續(xù)，堅硬頂板回轉(zhuǎn)下沉?xí)斐晒ぷ髅嫦锏赖V壓顯現(xiàn)異常，給煤礦安全生產(chǎn)帶來嚴(yán)重隱患，成為煤礦現(xiàn)場亟待解決的難題。針對存在堅硬頂板的采煤工作面巷道圍巖控制方面，已有相關(guān)學(xué)者取得了一定的研究成果。楊森等[1]研究無巷旁充填切頂卸壓沿空留巷圍巖控制技術(shù)，提出強(qiáng)化恒阻錨索配合錨桿索支護(hù)的頂板支護(hù)強(qiáng)度措施；秦玄燁等[2]針對九龍礦15445 工作面堅硬頂板問題，提出對青灰?guī)r頂板進(jìn)行預(yù)裂爆破卸壓，卸壓后工作面支架阻力下降10～75 MPa；劉乙霖等[3]提出通過爆破切頂卸壓可以減小堅硬頂板旋轉(zhuǎn)下沉對煤柱的擠壓變形，進(jìn)而減小工作面的礦壓顯現(xiàn)程度，通過數(shù)值模擬試驗(yàn)確定最佳的切頂角度為60°；李英杰等[4]研究了工作面堅硬頂板定向水壓預(yù)裂機(jī)制，推導(dǎo)了定向水力壓裂力學(xué)模型，分析了強(qiáng)度因子等參數(shù)的影響因素，研究了水壓裂紋的斷裂特征；魏紅印等[5]構(gòu)建了工作面堅硬頂板卸壓前后的力學(xué)模型，得出爆破卸壓有利于初采期間堅硬頂板的垮落，并設(shè)計了切頂卸壓技術(shù)參數(shù)?；诂F(xiàn)有的研究結(jié)果發(fā)現(xiàn)，堅硬頂板巷道支護(hù)的研究中主要以切頂卸壓為主，較少涉及到強(qiáng)幫強(qiáng)角支護(hù)方面的研究內(nèi)容。為了探索合理的堅硬頂板巷道圍巖控制技術(shù)，針對保德煤礦3304 工作面存在厚度較大的堅硬頂板造成沿空巷道礦壓顯現(xiàn)異常劇烈的問題，通過理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)踐等研究方法，將巷道頂板預(yù)裂卸壓，選取合理煤柱寬度，并配合強(qiáng)幫強(qiáng)角錨桿索支護(hù)技術(shù)，以期能夠控制巷道的變形破壞，減少巷道的圍巖變形量，提高巷道圍巖的穩(wěn)定性，為相似條件工作面的巷道維護(hù)提供借鑒。

1 工程地質(zhì)概況

保德煤礦3304 工作面上部為已完畢的3302 工作面，深部為尚未開采的3306 工作面，煤礦現(xiàn)場計劃在3302 工作面與3304 工作面間留有大煤柱護(hù)巷，煤柱寬度為25 m。3304 工作面平均埋深764 m，煤層平均厚度為4.34 m，煤層平均傾角11°。煤層基本頂巖層是粉砂巖，硬度大且厚，平均層厚7.93 m。3304 工作面巷道沿煤層底板掘進(jìn)，巷道凈寬5.2 m，高3.5 m，3304 工作面掘進(jìn)期間為了確定巷道圍巖的穩(wěn)定性，曾進(jìn)行過鉆孔窺視，結(jié)果發(fā)現(xiàn)3302 工作面回采結(jié)束后，工作面存在懸頂結(jié)構(gòu)，懸頂長度10 m 以上。工作面頂?shù)装鍘r層特征見表1。

表1 頂?shù)装鍘r性特征Table 1 Characteristics of roof and floor

現(xiàn)場取煤層頂?shù)装鍘r層巖樣進(jìn)行了三軸壓縮實(shí)驗(yàn)，煤巖試件力學(xué)參數(shù)統(tǒng)計表見表2。

表2 煤巖試件力學(xué)參數(shù)統(tǒng)計表Table 2 Statistical table of mechanical parameters of coal and rock specimens

基于現(xiàn)有的資料可以得出，3304 工作面?zhèn)认虿煽諈^(qū)內(nèi)頂板懸頂長度大，但3304 工作面煤層強(qiáng)度較低，懸頂巖層回轉(zhuǎn)運(yùn)動必定造成3304 工作面煤柱承擔(dān)較高應(yīng)力。3304 工作面沿空巷道掘進(jìn)期間，巷道圍巖變形量大，回采期間層發(fā)生過冒頂事故，且巷道鼓出嚴(yán)重，難以適應(yīng)安全生產(chǎn)的需要。

2 沿空掘巷上覆巖層結(jié)構(gòu)規(guī)律

工作面上覆巖層受到開采進(jìn)程的影響發(fā)生不同的斷裂運(yùn)動規(guī)律，致使工作面內(nèi)支承應(yīng)力分布規(guī)律發(fā)生變化，對沿空巷道的圍巖控制產(chǎn)生較大影響，分析工作面上覆巖層結(jié)構(gòu)特征，根據(jù)工作面圍巖應(yīng)力環(huán)境和力學(xué)性質(zhì)，合理地選擇沿空巷道的掘巷時機(jī)及布置層位對維護(hù)巷道圍巖穩(wěn)定性至關(guān)重要[6-12]。

頂板覆巖結(jié)構(gòu)及應(yīng)力分布如圖1。隨著3302 工作面回采進(jìn)程的不斷推進(jìn)，3302 工作面直接頂斷裂垮落，基本頂及其上覆巖層彎曲下沉直至分段垮落，待3302 工作面回采完畢后，在3304 工作面端頭處，基本頂巖層形成砌體梁鉸接結(jié)構(gòu)，即圖1 中的塊體A、B、C。

圖1 頂板覆巖結(jié)構(gòu)及應(yīng)力分布Fig.1 Roof overburden structure and stress distribution

3302 工作面回采完畢后，塊體B 旋轉(zhuǎn)下沉，一端處于3304 工作面破斷直接頂上部，另一端由3302 采空區(qū)內(nèi)垮落的直接頂支承，在3304 工作面上部形成與塊體A、C 相互咬合的穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu)。該結(jié)構(gòu)在垂直方向上可以承擔(dān)向上的反作用力，在水平方向上可以承擔(dān)水平擠壓力的作用，因此可以保持一定的穩(wěn)定狀態(tài)。3304 工作面沿空巷道在此結(jié)構(gòu)下掘進(jìn)時，巷道頂板處于上覆巖層三角塊體的掩護(hù)之下，因此塊體B 對3304 工作面沿空掘巷的穩(wěn)定性起決定作用。

從3304 工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ姆植继卣骺芍?，由于關(guān)鍵塊體的兩端分別位于3304 工作面直接頂上部和3302 工作面采空區(qū)矸石，經(jīng)作用在關(guān)鍵塊體上的上覆巖層荷載分別傳遞給直接頂和煤體，使3304 工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力以關(guān)鍵塊體B 的破斷線為界分為外應(yīng)力場S1和內(nèi)應(yīng)力場S2。在3304 側(cè)向應(yīng)力的內(nèi)應(yīng)力場是由于關(guān)鍵塊體B 旋轉(zhuǎn)下沉造成的，其應(yīng)力總和等于關(guān)鍵塊體B 的重力，因此內(nèi)應(yīng)力場的應(yīng)力值遠(yuǎn)小于外應(yīng)力場。在內(nèi)應(yīng)力場中開掘巷道時將承受較低的應(yīng)力，因此在沿空巷道掘進(jìn)時，應(yīng)控制護(hù)巷煤柱寬度使巷道處于內(nèi)應(yīng)力場中。

3 切頂卸壓參數(shù)

基于已有的研究得出[13-19]，存在堅硬頂板懸頂結(jié)構(gòu)的巷道，采取超前預(yù)裂切頂卸壓技術(shù)可以很好的緩解巷道圍巖應(yīng)力集中的情況。該技術(shù)在實(shí)施過程中，切頂參數(shù)的選取直接關(guān)系到采空區(qū)垮落巖層的堆積形態(tài)，進(jìn)而影響上覆巖層的運(yùn)移規(guī)律及巷道圍巖穩(wěn)定性。為此，采用數(shù)值模擬方法研究不同切頂角度和切頂高度巷道圍巖的應(yīng)力和位移變化規(guī)律，分析卸壓前后巷道圍巖的控制效果，以為后期巷道頂板圍巖控制技術(shù)參數(shù)的選取提供借鑒。

3.1 數(shù)值模型

根據(jù)3304 工作面地質(zhì)條件，建立3304 工作面沿空巷道數(shù)值模型，模型長、寬、高分別為：100、100、70 m。沿空巷道高×寬為5.2 m×3.5 m 的矩形巷道，初步設(shè)置護(hù)巷煤柱的寬度為10 m，模型上部施加等效重力載荷，固定模型前后左右下部邊界，構(gòu)模型選擇Mohr-Coulomb 屈服準(zhǔn)則。三維數(shù)值模型如圖2。相關(guān)力學(xué)參數(shù)參考巖層力學(xué)試驗(yàn)選取。

圖2 三維數(shù)值模型Fig.2 Three dimensional numerical model

3.2 不同切頂高度圍巖應(yīng)力和位移分析

3.2.1 不同切頂高度圍巖應(yīng)力分布特征

基于已有的研究發(fā)現(xiàn)，堅硬頂板的切頂高度可以改變工作面上覆巖層的約束范圍及采空區(qū)的填充程度。進(jìn)而影響工作面實(shí)體煤和煤柱內(nèi)的應(yīng)力狀態(tài)，根據(jù)數(shù)值模擬試驗(yàn)結(jié)果，不同切頂高度條件下，3304 工作面實(shí)體煤和煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布狀況如圖3。

圖3 不同切頂高度實(shí)體煤內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律Fig.3 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting heights

1）煤柱應(yīng)力。從圖3 可以看出，隨著切頂高度的增加，3304 工作面煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力依次降低。在切頂高度為12 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為28.37 MPa，垂直應(yīng)力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約3 m。在切頂高度為16 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為23.56 MPa，相較于切頂高度為12 m 時，垂直應(yīng)力峰值降低約17.05%，垂直應(yīng)力峰值的位置沒有發(fā)生較大變化。在切頂高度為20 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為21.70 MPa，相較于切頂高度為12 m 時，垂直應(yīng)力峰值降低約27.04%，垂直應(yīng)力峰值的位置稍向采空區(qū)側(cè)轉(zhuǎn)移，但變化不大。

2）實(shí)體煤應(yīng)力。不同切頂高度實(shí)體煤內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律如圖4。從圖4 可以看出，隨著切頂高度的增加，3304 工作面實(shí)體煤內(nèi)的垂直應(yīng)力也呈現(xiàn)依次降低的趨勢。在切頂高度為12 m 的條件下，實(shí)體煤內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為39.28 MPa，垂直應(yīng)力峰值距離工作面實(shí)體煤邊界約8.4 m。在切頂高度為16 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為36.08 MPa，相較于切頂高度為12 m 時，垂直應(yīng)力峰值降低約8.15%，垂直應(yīng)力峰值的位置想實(shí)體煤深部轉(zhuǎn)移，距離實(shí)體煤邊界約9 m。在切頂高度為20 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值為33.68 MPa，相較于切頂高度為12 m 時，垂直應(yīng)力峰值降低約14.26%，垂直應(yīng)力峰值的位置繼續(xù)向?qū)嶓w煤深部轉(zhuǎn)移，但變化不大。

圖4 不同切頂高度實(shí)體煤內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律Fig.4 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting heights

3.2.2 不同切頂高度圍巖位移

為了更加準(zhǔn)確的描述切頂高度對巷道圍巖的變形規(guī)律的影響，數(shù)值模擬試驗(yàn)的過程中，監(jiān)測不同切頂高度條件下，巷道頂板垂直位移的變化情況，不同切頂高度巷道頂板位移變化規(guī)律如圖5。

從圖5 可以看出，在巷道掘進(jìn)初期，巷道頂板的變形速度較快，隨著試件的增加，巷道頂板變形速度降低并逐漸趨于穩(wěn)定，隨著切頂高度的增加，3304工作面頂板位移速度和最大位移量也呈現(xiàn)依次降低的趨勢。當(dāng)切頂高度為12 m 時，頂板最大變形量為208.60 mm，當(dāng)切頂高度為16 m 時，頂板最大變形量為170.35 mm，相較于切頂高度為12 m 時，頂板最大位移量降低18.34%。當(dāng)切頂高度為20 m 時，頂板最大變形量為161.25 mm，相較于切頂高度為12 m 時，頂板最大位移量降低22.69%。

圖5 不同切頂高度巷道頂板位移變化規(guī)律Fig.5 Variation law of roof displacement of roadway with different cutting heights

3.3 不同切頂角度巷道圍巖應(yīng)力和位移分析

3.3.1 不同切頂角度巷道圍巖應(yīng)力

堅硬頂板切頂角度可以改變堅硬頂板內(nèi)力的傳遞。根據(jù)數(shù)值模擬實(shí)驗(yàn)結(jié)果，不同切頂角度條件下，3304 工作面實(shí)體煤和煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布狀況如圖6。

圖6 不同切頂角度實(shí)體煤內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律Fig.6 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting angles

1）煤柱應(yīng)力。從圖6 可以看出，隨著確定角度的增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值呈現(xiàn)先減小后增大的趨勢。在切頂角度為0°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為26.85 MPa，垂直應(yīng)力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約3.3 m 左右。在切頂角度為5°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為24.79 MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值降低7.67%。在切頂角度為10°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為22.61 MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值降低15.79%。在切頂角度為15°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為29.35 MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值增加9.31%。

2）實(shí)體煤應(yīng)力。不同切頂角度煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律如圖7。從圖7 可以看出，隨著確定角度的增加，實(shí)體煤內(nèi)垂直應(yīng)力峰值呈現(xiàn)先減小后增大的趨勢。在切頂角度為0°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為36.22 MPa，垂直應(yīng)力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約8 m 左右。在切頂角度為5°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為34.46 MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值降低4.86%。在切頂角度為10°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為33.35 MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值降低7.92%。在切頂角度為15°的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為37.64MPa，相較于切頂角度為0°的條件下，垂直應(yīng)力峰值增加3.92%。

圖7 不同切頂角度煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律Fig.7 Distribution law of internal stress in coal pillar with different cutting angles

3.3.2 不同切頂角度圍巖位移

數(shù)值模擬實(shí)驗(yàn)的過程中，監(jiān)測不同切頂高度條件下，巷道頂板垂直位移的變化情況，不同切頂高度巷道頂板位移變化規(guī)律如圖8。

從圖8 可以看出，在巷道掘進(jìn)期間，巷道頂板位移速度依然呈現(xiàn)先加速增長，后速度降緩，最終逐漸穩(wěn)定的趨勢。隨著切頂角度的增加，巷道頂板最大位移量呈現(xiàn)先增加后降低的趨勢。當(dāng)切頂角度為0°時，巷道頂板的最大下沉量為193.78 mm。當(dāng)切頂角度為5°時，巷道頂板的最大下沉量為172.74 mm，相較于切頂角度為0°時，頂板最大下沉量降低10.86%。當(dāng)切頂角度為10°時，巷道頂板的最大下沉量為159.35 mm，相較于切頂角度為0°時，頂板最大下沉量降低17.77%。當(dāng)切頂角度為15°時，巷道頂板的最大下沉量為222.56 mm，相較于切頂角度為0°時，頂板最大下沉量增加14.85%。

圖8 不同切頂高度巷道頂板位移變化規(guī)律Fig.8 Variation law of roof displacement of roadway with different cutting heights

4 護(hù)巷煤柱寬度的確定

當(dāng)巷道沿采空區(qū)掘進(jìn)時，巷道合理位置的選取對巷道圍巖穩(wěn)定性控制至關(guān)重要。合理位置的選取時，最主要的參數(shù)是巷道護(hù)巷煤柱寬度的選取，過大的煤柱寬度不僅會造成煤炭資源的大量浪費(fèi)，而且會使巷道處于應(yīng)力高峰區(qū)，不利于巷道圍巖控制，但較小的煤柱寬度會造成變形量大，難以維護(hù)，甚至失穩(wěn)。通過采用數(shù)值模擬方法，探究不同煤柱寬度條件下巷道圍巖的應(yīng)力和變形規(guī)律，在此基礎(chǔ)上，確定沿空巷道合理的煤柱寬度[20-25]。

根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況，沿空掘巷的合理位置應(yīng)處于工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力降低區(qū)內(nèi)，因此需要首先確定3304 工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力的分布情況。首先在3302 工作面模型中部布設(shè)應(yīng)力測點(diǎn)，應(yīng)用數(shù)值模擬軟件開挖淺部的3302 工作面，待軟件計算平衡后，得出3304 工作面?zhèn)认蛑С兄С袘?yīng)力分布曲線如圖9。

圖9 3304 工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力分布規(guī)律Fig.9 Distribution law of lateral support stress in 3304 working face

3302 工作面回采完畢后，由于采空區(qū)頂板斷裂垮落，在3304 工作面內(nèi)形成側(cè)向支承應(yīng)力。側(cè)向支承應(yīng)力的影響范圍大致可以分為3 個區(qū)域：應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力升高區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)。從圖9 可以看出，3304 工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力的降低區(qū)范圍約為0～12 m；側(cè)向支承應(yīng)力的升高區(qū)范圍約為12～45 m，且側(cè)向支承應(yīng)力峰值位于工作面內(nèi)18 m 左右；距離煤壁50 m 以外區(qū)域，支承應(yīng)力與原巖應(yīng)力近似相等，因側(cè)向支承應(yīng)力的影響范圍約為50 m 左右。根據(jù)以往的研究成果，沿空巷道布置在工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力降低區(qū)內(nèi)，在工作面包掘巷和回采期間，巷道圍巖的維護(hù)較為容易。

基于側(cè)向支承應(yīng)力的研究結(jié)果，結(jié)合3304 工作面實(shí)際生產(chǎn)過程中隔絕老空水、有害氣體并承載上覆巖層的需要，建立3304 工作面合理煤柱寬度數(shù)值模型，選取煤柱寬度方分別為5、7、9 m，依次模擬在不同煤質(zhì)寬度條件下，3304 工作面在掘巷和回采期間巷道圍巖的應(yīng)力和位移變化規(guī)律，以確定合適的沿空巷道護(hù)巷煤柱的合理寬度。

4.1 掘巷期間不同煤柱寬度方案應(yīng)力及位移情況

4.1.1 掘巷期間不同煤柱寬度方案圍巖應(yīng)力情況

在3304 工作面掘巷期間，不同煤柱寬度條件下工作面煤柱內(nèi)應(yīng)力情況如圖10。

圖10 掘巷期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的分布情況Fig.10 Distribution of vertical stress in coal pillars with different widths during roadway excavation

從圖10 可以看出，在沿空巷道掘進(jìn)期間，隨著煤柱寬度的增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值增加，峰值位置向煤柱深部轉(zhuǎn)移。在煤柱寬度為5 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為14.51 MPa，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約2.2 m。在煤柱寬度為7 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為25.17 MPa，相較于煤柱寬度為5 m 時，垂直應(yīng)力峰值增加73.11%，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4 m。在煤柱寬度為9 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為29.59 MPa，相較于煤柱寬度為5 m 時，垂直應(yīng)力峰值增加103.93%，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4.8 m。

4.1.2 掘巷期間不同煤柱寬度方案圍巖最大位移量

掘巷期間不同寬度寬度時巷道圍巖表面位移情況如圖11。

圖11 掘巷期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況Fig.11 Surface displacement of roadway surrounding rock with different widths during roadway excavation

從圖11 可以看出，隨著煤柱寬度的增加，巷道圍巖的表面最大位移量呈現(xiàn)逐漸降低的趨勢，當(dāng)煤柱寬度為5 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平浚敯?底板）和兩幫移近量（煤柱幫+實(shí)體煤幫）分別為335.03、412.93 mm。當(dāng)煤柱寬度為7 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e為135.33、205.09 mm，相較于煤柱寬度為5 m 時，最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e降低59.61%、50.33%。當(dāng)煤柱寬度為9 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e為115.83、122.68 mm，相較于煤柱寬度為5 m 時，最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e降低65.43%、70.29%。

4.2 回采期間不同煤柱寬度方案應(yīng)力及位移情況

4.2.1 回采期間不同煤柱寬度方案圍巖應(yīng)力情況

回采期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的分布情況如圖12。

從圖12 可以看出，在3304 工作面回采期間，隨著煤柱寬度的增加，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的峰值增加，峰值位置向煤柱深部轉(zhuǎn)移。在煤柱寬度為5 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為14.45 MPa，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約2 m。在煤柱寬度為7 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為26.11 MPa，相較于煤柱寬度為5 m 時，垂直應(yīng)力峰值增加80.69%，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約3.4 m。在煤柱寬度為9 m 的條件下，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為31.19 MPa，相較于煤柱寬度為5 m 時，垂直應(yīng)力峰值增加115.85%，垂直應(yīng)力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4.4 m。

圖12 回采期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力的分布情況Fig.12 Distribution of vertical stress in coal pillars with different widths during mining

4.2.2 回采期間不同煤柱寬度方案圍巖最大位移量

回采期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況如圖13。

圖13 回采期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況Fig.13 Surface displacement of roadway surrounding rock with different widths during mining

從圖13 可以看出，隨著煤柱寬度的增加，巷道圍巖的表面最大位移量呈現(xiàn)逐漸降低的趨勢，當(dāng)煤柱寬度為5 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平浚敯?底板）和兩幫移近量（煤柱幫+實(shí)體煤幫）分別為442.69、507.57 mm。當(dāng)煤柱寬度為7 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e為316.46、341.16 mm，相較于煤柱寬度為5 m 時，最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e降低28.21%、32.79%。當(dāng)煤柱寬度為9 m 時，巷道表面最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e為254.73、275.38 mm，相較于煤柱寬度為5 m 時，最大頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e降低42.46%、45.74%。

5 巷道支護(hù)方案的確定

合理的巷道圍巖支護(hù)參數(shù)對巷道圍巖控制具有決定性作用，有利于發(fā)揮錨桿索的支護(hù)性能，確保工作面安全回采。3304 工作面巷道原設(shè)計采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式。頂板錨桿參數(shù)為?20 mm×2 400 mm，支護(hù)密度為900 mm×900 mm，頂板錨索參數(shù)為?18.9 mm×7 800 mm，支護(hù)密度為1 800 mm×1 800 mm。巷道兩幫采用錨桿支護(hù)，錨桿參數(shù)為?20 mm×2 000 mm，支護(hù)密度為900 mm×900 mm。上述支護(hù)參數(shù)在數(shù)值模擬試驗(yàn)過程中發(fā)現(xiàn)，煤柱幫的變形量較大，且在變形數(shù)值上超過巷道頂板，這一現(xiàn)象與現(xiàn)場觀測結(jié)果是一致的。研究改進(jìn)巷道圍巖的支護(hù)參數(shù)，將煤巷強(qiáng)幫強(qiáng)角支護(hù)技術(shù)引入3302 工作面沿空巷道圍巖控制過程，并通過數(shù)值模擬技術(shù)，將現(xiàn)方案與原支護(hù)方案進(jìn)行對比，以確定現(xiàn)有方案的支護(hù)合理性。

煤巷強(qiáng)幫強(qiáng)角支護(hù)技術(shù)改變了以往以頂板為主要支護(hù)對象的現(xiàn)狀，彌補(bǔ)以往巷道支護(hù)過程中對巷道幫部支護(hù)不夠重視的缺陷，通過加密幫錨桿支護(hù)密度、增大錨桿橫截面積、施加幫錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)等措施，提高煤巷幫角的強(qiáng)度和剛度，增強(qiáng)巷道煤幫的穩(wěn)定性，進(jìn)而實(shí)現(xiàn)巷道的整體穩(wěn)定。

基于強(qiáng)幫強(qiáng)角支護(hù)理念，提出3304 沿空巷道改進(jìn)支護(hù)方案，巷道頂板的支護(hù)參數(shù)不變，巷道兩幫錨桿參數(shù)為?22 mm×2 400 mm，支護(hù)密度為800 mm×800 mm，并在煤柱幫側(cè)中部試件幫錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，幫錨索的參數(shù)為?18.9 mm×4 000 mm，支護(hù)排距為2 400 mm。

將3304 工作面沿空巷道改進(jìn)前后的支護(hù)方案應(yīng)用數(shù)值模擬軟件進(jìn)行試驗(yàn)，軟件計算過程中監(jiān)測3304沿空巷道表面位移情況，其結(jié)果如圖14 和圖15。

圖14 原有支護(hù)方案條件下巷道圍巖變形量Fig.14 Deformation of roadway surrounding rock under the condition of original support scheme

圖15 改進(jìn)支護(hù)方案條件下巷道圍巖變形量Fig.15 Deformation of roadway surrounding rock under improved support scheme

從圖14 可以看出，原有支護(hù)方案條件下，巷道兩幫移近量大于巷道頂?shù)装逡平?。巷道兩幫最終移近量為335 mm，巷道頂?shù)装遄罱K移近量為271 mm，兩者相差64 mm。從圖15 可以得出，改進(jìn)巷道支護(hù)方案后，巷道圍巖變形量均有所降低，巷道兩幫最終移近量為174 mm，相較于原有支護(hù)方案，兩幫移近量降低48.06%；巷道頂?shù)装遄罱K移近量為189 mm，相較于原有支護(hù)方案，兩幫移近量降低30.26%。改進(jìn)支護(hù)方案后，巷道頂板移近量大于巷道兩幫移近量，兩者最終移近量僅相差15 mm，說明改進(jìn)支護(hù)方案后，巷道圍巖的整體性得到改善，對巷道圍巖的控制效果更加。

6 現(xiàn)場實(shí)踐

3304 工作面沿空巷道的最終支護(hù)形式如圖16。

圖16 巷道最終支護(hù)形式Fig.16 Final support form of roadway

為了驗(yàn)證巷道圍巖控制參數(shù)的合理性，在3304工作面巷道設(shè)立了巷道圍巖變形監(jiān)測站點(diǎn)，監(jiān)測3304 工作面沿空巷道的圍巖變形結(jié)果如圖17。

圖17 現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果Fig.17 Field monitoring results

從圖17 可以看出，巷道掘出30 d 后，巷道圍巖變形速度變緩，并最終趨于穩(wěn)定。巷道頂板最大位移量為153 mm，煤柱幫最大位移量為109 mm，實(shí)體煤幫最大位移量為64 mm，底板最大位移量為27 mm。

頂?shù)装遄畲笪灰屏亢蛢蓭妥畲笪灰屏績H相差7 mm，巷道圍巖整體性較好，圍巖變形量符合煤礦安全規(guī)程的相關(guān)規(guī)定。

7 結(jié) 語

1）通過數(shù)值模擬實(shí)驗(yàn)得出，切頂高度為16 m，切頂角度為10°，3304 工作面實(shí)體煤和煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力最低，頂板最大下沉量最小僅為161.25 mm。

2）通過數(shù)值模擬實(shí)驗(yàn)得出，在沿空巷道掘進(jìn)和工作面回采期間，護(hù)巷煤柱寬度為7 m 時，煤柱具有一定的承載能力，且巷道圍巖最大變形量較低。

3）相較于原有支護(hù)方案，采用增大幫部支護(hù)密度、增大錨桿直徑和長度、幫錨索加強(qiáng)支護(hù)的強(qiáng)幫強(qiáng)角圍巖支護(hù)方案后，巷道圍巖的整體性增強(qiáng)，巷道兩幫最終移近量為174 mm，相較于原有支護(hù)方案，兩幫移近量降低48.06%；巷道頂?shù)装遄罱K移近量為189 mm，相較于原有支護(hù)方案，兩幫移近量降低30.26%。