综放工作面沿空侧煤巷围岩非对称支护控制应用

李 政

(山西晋城煤业集团 勘察设计院有限公司， 山西 晋城 048006)

煤炭开采时常因留设煤柱尺寸不合理导致大量煤炭资源被遗留浪费，当煤层厚度较大时，煤炭资源的浪费量将急剧增加，因此有必要对遗留煤柱体的尺寸进行优化设计[1-2]. 目前，常用的提高煤炭资源回采率的方法有充填和小煤柱护巷，但充填方法存在前期设备投入量大、充填材料适用条件受限以及充填工艺复杂等缺陷，因此小煤柱护巷成为一些矿区首选的提高煤炭资源开采率的有效手段[3-4].

1 工作面概况

晋能控股集团某矿目前正在开采西翼六采区的605综放工作面，邻近603综放工作面已经回采完毕。603综放工作面采空区与605综放工作面之间原计划留设30 m宽的护巷煤柱体，考虑到煤炭资源浪费严重等问题，当掘巷至大约一半位置时，经过相关论证,将护巷煤柱体宽度更改设计为10 m，并继续掘巷至开切眼位置处。605综放工作面平面位置关系示意情况见图1.

图1 605综放工作面平面位置关系示意图

605综放工作面主采3#煤层的厚度为6.7～9.8 m，平均厚度为8.2 m，煤层倾角为4°～13°，平均倾角为8°. 煤层上方赋存有一平均厚度为0.5 m的炭质泥岩层(伪顶)，其上方依次为平均厚度为2.5 m的细砂岩层(直接顶)和平均厚度为8.6 m的粉砂岩层(基本顶)。605综放工作面直接开采高度为3.5 m，放顶煤高度为4.7 m，采放比接近1∶1.35. 当对605综放工作面沿空侧煤巷采用10 m宽护巷煤柱体后，煤巷围岩依旧沿用原有的对称式支护方案，结果在后续煤巷围岩的变形稳定过程中出现了围岩控制效果差的问题，现场调研情况见图2.

由图2可知，煤巷上方顶煤整体较为破碎，离层现象严重，且多处存在顶煤受水平挤压力作用而内挤变形严重的问题，这些情况都不利于煤巷顶板煤体的控制，存在顶板煤体大面积离层冒顶的潜在危险性，见图2a)、b)；同时在顶板与煤柱帮的肩窝位置处也存在变形严重、煤体破碎的情况，多处锚网出现兜包现象，见图2c)；图2d)为煤柱帮围岩控制情况，可见煤柱帮整体控制效果较差，多处煤体内挤变形严重，需要对煤柱帮增加钢筋梯子梁、钢带等措施,强化锚杆对于煤柱帮围岩的整体控制效果。

图2 窄煤柱护巷围岩控制现场图

2 沿空侧煤巷覆岩运移规律分析

为了探究当对605综放工作面沿空侧煤巷采用10 m宽护巷煤柱体后覆岩运移情况，采用矿用型电子钻孔窥视仪结合现场煤巷内围岩处所施工的扇形钻孔来进行确定[5]，结果见图3.

图3 基本顶破断位置现场勘测结果图

如图3所示，基本顶破断后断裂线形态由沿顶板施工的一排扇形钻孔(①—⑧)勘测确定，该排扇形钻孔内任一钻孔的深度均要满足能够穿过平均厚度为8.6 m的粉砂岩层(基本顶)。该排扇形钻孔施工顺序为从①号钻孔依次向⑧号钻孔施工，同时在施工完一个钻孔后立即采用矿用型电子钻孔窥视仪对其孔内情况进行及时监测，并将监测结果在钻孔内相应的位置进行标记。通过矿用型电子钻孔窥视仪能够直观勘测到钻孔内不同深度位置处的煤岩体破坏形态，主要有煤岩层水平错位(A)、垂直裂隙(B)、贯通垂直裂隙(C)和破碎带(D)4种主要破坏形态，而其中贯通垂直裂隙(C)为顶板内基本顶破断后断裂线形态的直观反映，将各钻孔内相应位置处的贯通垂直裂隙(C)点连接到一起，可以得到顶板内基本顶破断后断裂线形态基本情况。图3中实粗线为通过施工的一排扇形钻孔所确定的顶板内基本顶破断后断裂线形态，可见基本顶破断后断裂线位于沿空侧煤巷10 m护巷窄煤柱的正上方。

3 数值模拟分析

基于605综放工作面的工程地质条件，采用UDEC软件建立二维平面应变模型，模拟分析在该工作面沿空侧煤巷留设10 m宽窄煤柱护巷情况下，覆岩内基本顶运移将会对沿空侧煤巷所造成的影响。二维平面模型尺寸为宽50 m×高20 m，模型内沿空侧煤巷尺寸为宽5 000 mm×高3 500 mm，模型两侧采用水平位移约束，底侧采用固定位移约束，模型内煤岩块体采用莫尔-库伦本构模型，煤岩块体内的节理采用接触-库伦滑移本构模型，且将所有节理均简化设置为水平和垂直两个方向。所建立的二维平面应变模型中煤岩块体的物理力学参数见表1，节理物理力学参数见表2.

表1 煤岩块体的物理力学参数表

表2 节理物理力学参数表

根据表1和表2中所示参数对所建立的二维平面应变模型赋值，并进行数值模拟运算。关于605综放工作面沿空侧煤巷留设10 m窄煤柱护巷不同阶段的数值模拟演化规律见图4.

图4 沿空侧煤巷数值模拟演化规律图

由图4可知，当沿空侧煤巷上覆岩层中基本顶破断位置位于煤柱体正上方时，随着岩块B的回转失稳运移，将会导致下方煤巷围岩中煤柱体内塑性区范围不断扩大，同时受到岩块B在回转失稳运移过程中对于顶板的水平挤压应力作用，将会导致煤巷顶板煤岩体内塑性区范围也不断的扩大，最终当煤巷围岩中塑性区范围发展到一定程度后，煤巷围岩将无法承载上覆岩层结构而发生较大的变形破坏，最终导致严重的沿空侧煤巷矿压显现。根据数值模拟结果可知，当基本顶破断后岩块A和岩块B之间的断裂线位于下侧煤柱体正上方时，此时岩块B的回转失稳运移将会对下方煤巷造成很大的影响。

4 支护优化设计及现场应用

4.1 支护优化设计

针对605综放工作面沿空侧煤巷传统的对称性支护方式进行优化设计，优化后的支护方式见图5.

图5 沿空侧煤巷非对称支护方式图

采用优化后的非对称支护方式，侧重于对煤柱侧的顶板和煤柱体进行加强支护。顶板采用3根长度为8 300 mm、直径为17.8 mm的钢绞线锚索，锚索间距为1 200 mm. 靠近煤柱侧的两根锚索采用槽钢进行连接，形成桁架系统，强化煤柱侧上方煤岩体的加固能力。针对煤柱帮在原支护基础上增加2根长度为6 300 mm、直径为17.8 mm的钢绞线锚索，锚索间距为1 700 mm. 同时，顶板内的3根锚索施工时要向中心线右侧即煤柱帮侧进行一定量的偏移，着重强化煤柱帮侧顶板的支护。锚杆索排距取值为800 mm，避免因为排距过大而对煤巷围岩支护不力。

4.2 现场矿压监测

采用优化后的非对称支护方式后，现场调研发现沿空侧煤巷围岩变形较小，围岩在此种非对称支护形式下得到了很好的控制。支护方式优化后的现场围岩调研情况见图6.

图6 沿空侧煤巷围岩控制效果图

由图6可以看出，采用优化后的非对称支护方式后，煤巷顶板整体性较好，基本不存在离层现象。同时，护巷煤柱帮也得到了很好的控制，煤柱帮围岩没有发生明显的内挤变形情况。

在煤巷内每间隔50 m设置1组十字测站对煤巷围岩收敛量情况进行监测，一共设置3组十字测站，监测结果平均值见图7.

图7 煤巷围岩收敛量监测结果图

由图7可知，采用非对称支护方式后，最终在一个月左右的时间点煤巷围岩表面变形量趋于稳定，此时煤巷围岩两帮平均收敛量为110 mm，顶底板平均收敛量为130 mm，相较于巷道的断面尺寸为宽5 000 mm×高3 500 mm，可计算得到煤巷围岩两帮平均收敛率为2.2%，顶底板平均收敛率为3.7%，整体收敛率控制在5%以内，可见煤巷围岩控制良好，能够满足后续的安全生产需求。

5 结 论

1) 采用矿用型电子钻孔窥视仪结合现场煤巷内围岩处所施工的扇形钻孔，综合确定605综放工作面沿空侧煤巷在10 m宽窄煤柱护巷情况下，顶板内基本顶破断后断裂线位置位于沿空侧煤巷10 m宽护巷窄煤柱的正上方。

2) 数值模拟结果表明，当基本顶内岩块B的支承点位于煤柱体正上方时，将会对煤柱体施加较大的垂向应力，当煤柱体宽度较窄时，将会无法承载较大的垂向应力而变形严重，同时岩块B的回转运移将会对沿空侧煤巷顶板施加较大的水平挤压应力，导致沿空侧煤巷围岩变形严重。

3) 针对605综放工作面沿空侧煤巷采用非对称支护方式，侧重于对煤柱侧的顶板和煤柱体进行加强支护。采用优化后的非对称支护方式后，沿空侧煤巷顶板和煤柱帮得到了很好的控制，煤巷围岩表面变形量趋于稳定，能够满足后续的安全生产需求。