李勤生,楊運(yùn)來(lái),王懿軒,袁 濤,張無(wú)敵

(1.張掖市宏能煤業(yè)有限公司,甘肅 張掖 734100;2.江蘇省礦業(yè)工程集團(tuán)有限公司,江蘇 徐州 221100;3.河北冀中邯峰礦業(yè)有限公司武安云駕嶺礦,河北 邯鄲 056038;4.中鋁寧夏能源集團(tuán)王洼煤業(yè)有限公司,寧夏 固原 756500;5.北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院,北京 100083)

0 引言

張掖市宏能煤業(yè)有限公司花草灘煤礦設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為 180萬(wàn) t/a,礦井開采范圍內(nèi)主要煤層為1號(hào)、2號(hào)、2上煤層。1號(hào)煤層厚度平均 1.82 m,受斷層等地質(zhì)情況影響的區(qū)域,會(huì)出現(xiàn)局部增厚或變薄,傾角平均17°,沿掘進(jìn)方向,煤層走向傾角為-2°～2°,結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單。該區(qū)域整體形態(tài)為一單斜構(gòu)造,由于煤層頂板為砂泥巖互層,在局部裂隙發(fā)育區(qū)域,可能存在富水區(qū)[1-3]。預(yù)計(jì)掘進(jìn)至小構(gòu)造發(fā)育地段頂板有淋水,甚至?xí)卸虝r(shí)間的少量涌水。

1 工程背景

1.1 1109工作面概況

1109回采工作面布置在1號(hào)煤層中,兩回采巷道均為沿煤層頂板布置的半煤巖巷道。1109工作面南側(cè)為1107采空區(qū),西側(cè)為軌道暗斜井,東側(cè)和北側(cè)都為實(shí)體煤,工作面埋深720～780 m,1109原設(shè)計(jì)工作面布置如圖1所示。

圖1 原設(shè)計(jì)1109工作面采掘工程平面示意Fig.1 Original design 1109 working face excavation engineering plan

原設(shè)計(jì)1109工作面回風(fēng)順槽長(zhǎng) 1 331.9 m(平距),1109工作面運(yùn)輸順槽長(zhǎng)1 622.9 m(平距),1109兩順聯(lián)巷設(shè)計(jì)長(zhǎng)度137 m(平距);1109工作面切眼長(zhǎng) 209.8 m(平距),工作面可采長(zhǎng)度1 231 m;1109回風(fēng)順槽煤柱尺寸留設(shè)為25 m。為保障礦井正常接續(xù),對(duì)原1109綜采工作面設(shè)計(jì)進(jìn)行優(yōu)化,取消1109兩順聯(lián)巷后實(shí)施全風(fēng)壓通風(fēng)方式。其中1109運(yùn)輸順槽為實(shí)體煤掘進(jìn),1109回風(fēng)順槽距離1107工作面采空區(qū)留設(shè)6 m小煤柱布置,1109優(yōu)化設(shè)計(jì)工作面布置如圖2所示。

圖2 優(yōu)化后的1109工作面采掘工程平面示意Fig.2 Optimized 1109 working face excavation engineering plan

1號(hào)煤層為黑色,半亮型煤、亮煤或鏡煤。煤層較穩(wěn)定,平均煤厚1.81 m,受斷層等地質(zhì)情況影響區(qū)域,會(huì)出現(xiàn)局部增厚或變薄,煤層傾角15°～21°,平均為17°。直接頂以砂質(zhì)泥巖、中粒砂巖為主,灰白色,層面內(nèi)云母富集,膠結(jié)好,較致密,較堅(jiān)硬,厚度9.81 m;基本頂以細(xì)粒砂巖為主,灰色(微帶綠色),少許紫色,以石英為主,少量長(zhǎng)石,含少量白云母,堅(jiān)硬,厚度在3.13 m左右。1號(hào)煤層頂?shù)装鍘r性見表1。

表1 1109工作面1號(hào)煤層頂?shù)装鍘r性情況表Table 1 Rock properties of the roof and floor of 1# coal seam on 1109 working face

1.2 圍巖變形破壞特征

通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研,1108工作面5 m小煤柱回風(fēng)順槽、1107工作面5 m煤柱回風(fēng)順槽等相似地質(zhì)條件下的回采巷道發(fā)生變形。巷道幫肩角錨桿破斷,由于煤巖層角度較大,層間出現(xiàn)相對(duì)滑移時(shí),造成巷道肩窩處錨桿受到較大的剪切力,桿體受力變形向煤體內(nèi)移動(dòng)[4-6]。因此,出現(xiàn)巷道肩窩錨桿沒入煤體現(xiàn)象,在桿體移動(dòng)的過(guò)程中,由于錨桿托盤與桿體之間的角度較小,在托盤與桿體處出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,桿體尾部產(chǎn)生破斷。煤柱幫易折幫、鼓出,巷道掘出后較短時(shí)間,小煤柱上幫部易出現(xiàn)折幫現(xiàn)象;同時(shí),由于煤巖交界面摩擦力較小,煤柱承受荷載時(shí),煤層沿著傾斜的巖層結(jié)構(gòu)面向巷道內(nèi)部整體滑移[7-9]。局部地段底鼓,在巷道局部地段,底板巖石出現(xiàn)鼓起,變形緩慢且變形持續(xù)時(shí)間較長(zhǎng)。頂板結(jié)構(gòu)易失穩(wěn),實(shí)際揭露的1號(hào)煤層頂板為復(fù)合頂板,3～5.5 m,巖層層理發(fā)育,完整性較差。

2 1109工作面圍巖力學(xué)分析

2.1 圍巖-支護(hù)作用機(jī)理及巷道力學(xué)模型選擇

表2 圖4中字母代表含義Table 2 Meanings of the letters in Fig.4

圖3 開挖面附近圍巖力學(xué)簡(jiǎn)化模型Fig.3 Simplified mechanical model of surrounding rock near excavation face

圖4 “空間效應(yīng)”影響段圍巖受力模型示意Fig.4 Stress model of the surrounding rock under the influence of “spatial effect”

2.2 回采巷道圍巖破壞機(jī)理數(shù)值模擬分析

2.2.1 Trigon模型介紹

Trigon模型是UDEC模擬軟件中將多邊形塊體切割成為若干三角形塊體來(lái)建立模型的一種建模方法。在Trigon模型中,Trigon模型更加接近于真實(shí)的裂隙煤巖體,由于隨機(jī)產(chǎn)生的三角形塊體和接觸面能夠更好地連接,以三角形塊體為基礎(chǔ)的UDEC模型可以克服常規(guī)劃分塊體方法的局限性,可以用來(lái)研究煤礦開采中不同應(yīng)力環(huán)境下裂隙煤巖體的失穩(wěn)機(jī)理和破壞形式[16-18],如圖5所示。

圖5 Trigon三角塊計(jì)算模型及本構(gòu)關(guān)系Fig.5 Trigon triangle calculation model and constitutive relations

2.2.2 試驗(yàn)巷道的數(shù)值模型

根據(jù)實(shí)際工程地質(zhì)條件和位置關(guān)系,建立UDEC Trigon模型來(lái)分析巷道的圍巖應(yīng)力分布特征和兩幫及頂?shù)装辶严堆莼?guī)律。為了提高計(jì)算效率,僅采用Trigon對(duì)巷道周邊區(qū)域劃分三角塊,其中巷道周邊煤層區(qū)域三角塊長(zhǎng)度為0.5 m,煤層直接頂和直接底區(qū)域三角塊長(zhǎng)度為0.5 m。在研究區(qū)域以外的區(qū)域劃分為塊體長(zhǎng)度不斷增大的矩形塊體,模型底部在垂直方向、兩側(cè)邊界以及水平方向采用位移法固定,模型頂部邊界按照平均容重施加均布載荷,采用Mohr-Coulomb本構(gòu)關(guān)系[19-20]。數(shù)值模型建立時(shí),為保證模擬結(jié)果的準(zhǔn)確性,巷道斷面以及巖層均以實(shí)際地質(zhì)情況布置。巷道斷面為梯形,煤層傾斜布置,傾角17°,如圖6所示。

圖6 數(shù)值計(jì)算模型Fig.6 Numerical calculation model

2.3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

2.3.1 1109工作面回風(fēng)順槽原支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù)

1109回風(fēng)順槽正常段巷道為梯形巷道,掘進(jìn)方向左幫高度2 000 mm,右?guī)透叨? 600 mm,寬度4 400 mm,斷面12.3 m2。1109回風(fēng)順槽采用錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護(hù),支護(hù)參數(shù)如圖7所示。巷道頂板每排布置6根錨桿配合梯子梁支護(hù),錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,間排距800 mm×800 mm;每排布置3根錨索,錨索規(guī)格φ17.8 mm×7 300 mm的鋼絞線,間排距1 500 mm×1 600 mm,呈三三布置。巷道幫部使用左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿配合梯子梁支護(hù),錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,左幫每排布置3根錨桿,間排距為800 mm×800 mm;右?guī)褪褂?根左旋縱肋螺紋鋼錨桿配合梯子梁支護(hù),錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,錨桿間排距為800 mm×800 mm。頂、幫鋪設(shè)金屬菱形網(wǎng),采用10#鐵絲加工,網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm,寬1 100 mm;錨桿托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm,錨索托盤規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm;每根錨桿使用1支MSZ2360樹脂藥卷、1支MSCK2335樹脂藥卷,每根錨索使用2支MSZ2360樹脂藥卷、1支MSCK2335樹脂藥卷;網(wǎng)片壓茬不低于100 mm,相鄰兩塊金屬網(wǎng)之間采用14#鐵絲連接,間距不超過(guò)200 mm。巷道頂、幫梯子梁采用φ12 mm的圓鋼加工,錨桿外露長(zhǎng)度10～50 mm,錨索外露長(zhǎng)度(鎖具外)150～250 mm。

圖7 1109回風(fēng)順槽原支護(hù)參數(shù)斷面Fig.7 Section of original support parameters for 1109 return air roadway

2.3.2 1109工作面運(yùn)輸順槽原支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù)

1109運(yùn)輸順槽正常段巷道為梯形巷道,掘進(jìn)方向左幫高度2 300 mm,右?guī)透叨? 100 mm,寬度5 200 mm,斷面16.6 m2。1109運(yùn)輸順槽采用錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護(hù),支護(hù)參數(shù)如圖8所示。巷道頂板每排布置7根左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿配合梯子梁支護(hù),錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,間排距為800 mm×800 mm;每排布置3根錨索,錨索規(guī)格為φ17.8 mm×7 300 mm的鋼絞線,間排距為1 500 mm×1 600 mm,呈三三布置。巷道幫部使用左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿配合梯子梁支護(hù),錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,右?guī)筒贾?根錨桿,間排距為900 mm×800 mm;左幫布置3根錨桿,間排距為900 mm×800 mm。巷道頂、幫鋪設(shè)金屬菱形網(wǎng),采用10#鐵絲加工,網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm×50 mm,寬1 100 mm;錨桿托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm,錨索托盤規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm;每根錨桿使用1支MSZ-2360樹脂藥卷、1支CK-2335樹脂藥卷,每根錨索使用2支MSZ-2360樹脂藥卷、1支CK-2335樹脂藥卷;網(wǎng)片搭接不低于100 mm,相鄰兩塊金屬網(wǎng)之間采用直接勾連,間距不超過(guò)200 mm。巷道頂幫梯子梁采用φ12 mm的圓鋼加工。錨桿外露長(zhǎng)度10～50 mm,錨索外露長(zhǎng)度(鎖具外)150～250 mm。

圖8 1109運(yùn)輸順槽原支護(hù)參數(shù)斷面Fig.8 Section of original support parameters for 1109 transportation roadway

2.3.3 1109兩道順槽原支護(hù)方案效果分析

如圖9和圖10所示,巷道采用原有支護(hù)方案時(shí),巷道幫部變形明顯,由于巖層錯(cuò)動(dòng)及應(yīng)力集中,局部出現(xiàn)片幫及錨桿失效,頂板巖層裂隙發(fā)育深度較高。錨索錨固段巖體內(nèi)裂隙發(fā)育擴(kuò)展,有潛在冒落風(fēng)險(xiǎn)。

圖9 運(yùn)輸巷原支護(hù)效果Fig.9 Original support effect of transportation roadway

圖10 回風(fēng)巷原支護(hù)方案效果Fig.10 Original support scheme effect of return air roadway

3 區(qū)段小煤柱合理寬度確定

3.1 理論計(jì)算

根據(jù)花草灘煤礦實(shí)際生產(chǎn)條件,結(jié)合極限平衡理論,對(duì)于厚煤層開采后煤體彈塑性應(yīng)力區(qū)分布建立如圖11所示的力學(xué)計(jì)算模型。由工作面“O-X”破斷理論得知:隨著鄰近工作面采空區(qū)上覆巖層垮落,在工作面端頭形成弧形三角塊(關(guān)鍵塊B);沿空掘巷一般在采空區(qū)上覆巖層穩(wěn)定后掘進(jìn),巷道掘進(jìn)一般不會(huì)影響弧形三角塊結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定;受本工作面采動(dòng)影響,關(guān)鍵塊體結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定及運(yùn)動(dòng)狀態(tài)隨即將發(fā)生較大改變,造成巷道圍巖活動(dòng)劇烈,對(duì)沿空掘巷的穩(wěn)定性產(chǎn)生重要的影響。為分析回采期間關(guān)鍵塊體的穩(wěn)定性,建立如圖11所示的沿空掘巷上覆結(jié)構(gòu)力學(xué)模型。圖11中,X0為基本頂破斷位置與采空區(qū)邊緣的距離,m;L2為基本頂側(cè)向斷裂跨度水平投影,m;α為煤層傾角,(°);θ為關(guān)鍵塊體旋轉(zhuǎn)角度,(°)。

圖11 傾斜煤層沿空掘巷結(jié)構(gòu)力學(xué)模型Fig.11 Structural mechanics model of roadway driving along gob in inclined coal seam

根據(jù)極限平衡理論,窄煤柱合理寬度的計(jì)算模型如圖12所示,其公式為

圖12 窄煤柱寬度計(jì)算Fig.12 Calculation of narrow coal pillar width

B=X1+X2+X3

(1)

式中,X1=2.66 m,X3=2.4 m,X2=(X1+X3)/(10%～30%)=0.488～1.464 m。根據(jù)以上條件進(jìn)行估算B=5.548～6.524 m,即小煤柱寬度不低于5.548 m。

3.2 數(shù)值模擬

以1109工作面實(shí)際地質(zhì)與生產(chǎn)條件為背景建立100 m×150 m×60 m(X×Y×Z)數(shù)值模型,如圖13所示,單元格、模型各巖層力學(xué)參數(shù)依據(jù)現(xiàn)場(chǎng)所取巖塊經(jīng)實(shí)驗(yàn)室力學(xué)測(cè)試結(jié)果,材料力學(xué)變形特征符合“摩爾-庫(kù)倫”準(zhǔn)則。工作面回采巷道模擬斷面為4.4 m×2.9 m(寬×高),埋深800 m。各巖層的物理力學(xué)參數(shù),見表3。

表3 巖層力學(xué)參數(shù)Table 3 Mechanical parameters of rock strata

1-1109工作面;2-1109回風(fēng)順槽;3-1107運(yùn)輸順槽;4-1107采空區(qū)圖13 數(shù)值計(jì)算模型Fig.13 Numerical calculation model

3.3 計(jì)算結(jié)果分析

根據(jù)圖14和圖15可以看出,沿空巷道開挖后,會(huì)使側(cè)向支承應(yīng)力峰值位置向煤體深部轉(zhuǎn)移,隨著留設(shè)的煤柱寬度增大,沿空巷道兩側(cè)的支承應(yīng)力值也逐漸增大。當(dāng)留設(shè)煤柱寬度為6 m時(shí),峰值點(diǎn)距采空區(qū)大約16.8 m,沿空巷道兩側(cè)垂直應(yīng)力超過(guò)原巖應(yīng)力,但均較小,煤柱幫為19.6 MPa左右,巷道處于應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力增高區(qū)交界處,巷道維護(hù)較為容易;當(dāng)煤柱留設(shè)為8 m時(shí),峰值點(diǎn)距采空區(qū)大約17.8 m,兩幫支承應(yīng)力為28.9 MPa,遠(yuǎn)高于原巖應(yīng)力,巷道維護(hù)困難;當(dāng)煤柱寬度達(dá)到10 m時(shí),煤柱幫支承應(yīng)力遠(yuǎn)大于原巖應(yīng)力,不利于巷道的維護(hù)。不同煤柱寬度下巷道表面變形量如圖16所示。

圖14 不同煤柱寬度時(shí)垂直應(yīng)力云圖Fig.14 Vertical stress cloud for different coal pillar widths

圖15 不同煤柱寬度內(nèi)垂直應(yīng)力峰值Fig.15 Peak vertical stress within different coal pillar widths

圖16 不同煤柱寬度時(shí)巷道表面位移量Fig.16 Surface displacement of roadway under different coal pillar widths

可見,煤柱寬度由4 m增加到10 m時(shí),兩幫的水平位移和頂?shù)装宓拇怪蔽灰瞥尸F(xiàn)先減小后增大的變化趨勢(shì)。煤柱寬度為6 m時(shí),巷道頂?shù)装宕怪蔽灰坪蛢蓭偷乃轿灰谱冃瘟孔畹汀Ｒ虼?依據(jù)巷道變形量判斷覆巖穩(wěn)定時(shí)煤柱寬度為6 m最為合理。

綜上所述,根據(jù)理論計(jì)算和數(shù)值模型模擬確定留設(shè)煤柱寬度為6 m時(shí),煤柱穩(wěn)定性較好,也有利于巷道維護(hù)。

4 1109回采巷道支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)分析

4.1 支護(hù)密度對(duì)支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)的影響規(guī)律

根據(jù)花草灘煤礦1109工作面地質(zhì)資料及圍巖狀況,模擬分析部分支護(hù)參數(shù)對(duì)1109回采巷道圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)的分布特征,從而為支護(hù)參數(shù)的選擇提供科學(xué)合理的依據(jù)。分別設(shè)置錨索長(zhǎng)度為5.3 m、6.3 m、7.3 m,錨桿間距為0.8 m、1 m、1.2 m,錨索2-0-2、2-1-2、3-0-3這3種布置方式。分析不同錨索長(zhǎng)度、錨桿間距及錨索布置方式對(duì)頂板支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)的影響。支護(hù)結(jié)構(gòu)與圍巖相互作用后,在巷道頂板圍巖內(nèi)形成一定范圍的壓應(yīng)力集中區(qū),該區(qū)域的煤巖體在支護(hù)結(jié)構(gòu)的作用下,受力狀態(tài)及力學(xué)參數(shù)都會(huì)得到一定的改善。因此,試驗(yàn)選取壓應(yīng)力值在20～30 kPa的平均高度作為試驗(yàn)結(jié)果。圖17～圖25中,頂板上部區(qū)域的立體網(wǎng)狀結(jié)構(gòu)為壓應(yīng)力值為20 kPa及30 kPa等值面,內(nèi)部一層為30 kPa等值面,外部為20 kPa等值面,左側(cè)分別為兩者在Y向的投影高度,由于分布不規(guī)則,因此選取模型中線處兩者高度的平均值作為試驗(yàn)結(jié)果,便于進(jìn)一步分析。

圖17 錨索長(zhǎng)度5.3 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.17 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 5.3 m

由圖17可知,當(dāng)錨索長(zhǎng)度為5.3 m時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為0,20 kPa等值面在模型中線處高度為1.402 m,兩者平均高度為0.701 m。由圖18可知,當(dāng)錨索長(zhǎng)度為6.3 m時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為1.462 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為3.308 m,兩者平均高度為2.385 m。由圖19可知,當(dāng)錨索長(zhǎng)度為7.3 m時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為2.726 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為4.809 m,兩者平均高度為3.767 5 m。由圖20可知,當(dāng)錨桿間距為0.8 m時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為3.810 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為4.879 m,兩者平均高度為4.344 5 m。由圖21可知,當(dāng)錨桿間距為1 m,圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為2.508 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為4.199 m,兩者平均高度為3.353 5 m。由圖22可知,當(dāng)錨桿間距為1.2 m時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為1.292 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為2.292 m,兩者平均高度為1.792 m。由圖23可知,當(dāng)錨索2-0-2布置,圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為2.553 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為4.586 m,兩者平均高度為3.569 m。由圖24可知,當(dāng)錨索2-1-2布置,圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為1.887 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為2.831 m,兩者平均高度為2.359 m。由圖25可知,當(dāng)錨索3-0-3布置,錨索預(yù)緊力200 kN,錨桿預(yù)緊力60 kN時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力30 kPa等值面在模型中線處的高度為4.297 m,20 kPa等值面在模型中線處高度為4.971 m,兩者平均高度為4.634 m。

圖18 錨索長(zhǎng)度6.3 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.18 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 6.3 m

圖19 錨索長(zhǎng)度7.3 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.19 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 7.3 m

圖20 錨桿間距0.8 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.20 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 0.8 m

圖21 錨桿間距1 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力Fig.21 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 1 m

圖22 錨桿間距1.2 m巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.22 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 1.2 m

圖23 錨索2-0-2布置巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.23 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 2-0-2 arranging roadway roof

圖24 錨索2-1-2布置巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.24 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 2-1-2 arranging roadway roof

圖25 錨索3-0-0布置巷道頂板圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)Fig.25 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 3-0-0 arranging roadway roof

4.2 數(shù)值試驗(yàn)結(jié)果分析

通過(guò)分析以上模擬數(shù)據(jù),不同的支護(hù)密度和支護(hù)長(zhǎng)度對(duì)巷道頂板支護(hù)范圍不同。通過(guò)對(duì)比可以明顯發(fā)現(xiàn),錨索長(zhǎng)度取7.3 m時(shí),支護(hù)體有效支護(hù)高度明顯增大;錨桿間距為0.8 m時(shí),支護(hù)效果明顯優(yōu)于1 m、1.2 m;頂板錨索采用3-0-3布置時(shí),圍巖內(nèi)壓應(yīng)力等值面高度明顯高于2-0-2和2-1-2布置。

4.3 礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)分析

為觀測(cè)1109工作面回采巷道在掘巷期間、回采期間圍巖的活動(dòng)規(guī)律,驗(yàn)證巷道維護(hù)效果,確定合理支護(hù)參數(shù),對(duì)1109綜采工作面進(jìn)行礦壓觀測(cè)、統(tǒng)計(jì),以便分析圍巖變化量數(shù)據(jù),驗(yàn)證已掘巷道支護(hù)參數(shù)的合理性。

通過(guò)對(duì)1109兩道順槽礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)值分析,1109工作面兩道在掘進(jìn)期間和停掘期間的巷道礦壓數(shù)據(jù)無(wú)明顯變化,巷道圍巖基本穩(wěn)定。

5 結(jié)論

(1)根據(jù)花草灘煤礦1109工作面地質(zhì)資料及圍巖狀況,模擬分析部分支護(hù)參數(shù)對(duì)1109回采巷道圍巖支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)的分布特征確定回風(fēng)順槽合理的窄煤柱選擇寬度為6 m時(shí),巷道圍巖變形量基本能保持穩(wěn)定,有利于巷道維護(hù)。

(2)經(jīng)實(shí)測(cè)巷道礦壓,發(fā)現(xiàn)1109兩道順槽巷道圍巖穩(wěn)定性相對(duì)比較穩(wěn)定,巷道未出現(xiàn)幫鼓、底鼓、頂板下沉嚴(yán)重等現(xiàn)象,巷道成型較好。1109回風(fēng)順槽窄煤柱已掘巷道比1109運(yùn)輸順槽已掘巷道的礦壓顯現(xiàn)更穩(wěn)定,根據(jù)礦壓數(shù)據(jù)推測(cè),主要是1109回風(fēng)順槽巷道在掘進(jìn)期間其上覆1107工作面的采空區(qū)礦壓釋放完畢,而1109運(yùn)輸順槽比1109回風(fēng)順槽埋深較深,以及1109運(yùn)輸順槽比回風(fēng)順槽的斷面大等因素導(dǎo)致。

(3)1109運(yùn)輸順槽在掘進(jìn)期間,特別是過(guò)斷層附近和應(yīng)力顯現(xiàn)區(qū)域,應(yīng)加強(qiáng)現(xiàn)場(chǎng)工程質(zhì)量及頂板管理,有效提高巷道圍巖的穩(wěn)定性。而1109回風(fēng)順槽在掘進(jìn)期間,根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)情況及時(shí)將巷道煤柱幫支護(hù)方式進(jìn)行優(yōu)化,且增打φ17.8 mm×4 300 mm的錨索和使用異性托盤支護(hù)后,有效提高了巷道圍巖穩(wěn)定性。

(4)窄煤柱沿空掘巷技術(shù)是回采巷道支護(hù)技術(shù)改革的主要方向,通過(guò)多種礦壓監(jiān)測(cè)手段,不斷完善優(yōu)化巷道支護(hù)參數(shù),能夠?yàn)橄锏赖陌踩焖倬蜻M(jìn)提供技術(shù)保障,有利于合理開發(fā)煤炭資源和改善回采巷道維護(hù)狀況,可以在本地區(qū)或相近地質(zhì)情況下工作面中推廣應(yīng)用。