玉溪煤矿大采高工作面沿空掘巷围岩控制技术研究

刘 攀

（山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司，山西 晋城 048214）

1 工程概况

山西兰花科创玉溪煤矿1301 工作面切眼宽度100 m，顺槽设计长度为1 267.75 m，推进长度1221 m，可采推进长度1101 m，停采线120 m。工作面北侧为规划的1303 工作面，南侧为高速保安煤柱，西侧为盘区巷（东瓦斯抽放巷），东侧为DX35 陷落柱和东岭村保安煤柱。1301 工作面采用U 型通风方式，其中辅运顺槽位于工作面南侧，担负工作面辅助运输、进风、行人和安全出口任务；胶带顺槽位于工作面北侧，担负工作面运煤、进风、行人、安全出口任务。工作面巷道布置如图1。1301 工作面采用一次采全高综合机械化采煤工艺，设计最大采高6 m。1303 胶带顺槽采用沿空掘巷布置方式，为保障其围岩稳定展开了相关研究。

图1 采掘工程平面图

2 1303 胶带顺槽支护概况

1303 胶带顺槽沿煤层底板掘进（自里程984 m向东沿顶板布置），矩形巷道，宽5.0 m，高4.2 m。支护参数：锚杆规格为Ф20 mm×2400 mm，矩形布置，间排距0.9 m×0.9 m，帮锚杆间排距为0.9 m×0.9 m，每根锚杆选用K2335、Z2360 锚固剂各一支，每排共支护16 根锚杆。金属网片规格为10#铁丝编织菱形金属网，网格为50 mm×50 mm；锚索规格为Ф18.9 mm×7300 mm，采用“二二”布置，间排距2.7 m×1.8 m，每根锚索选用一支K2335两支Z2360 锚固剂。帮锚网索的锚索规格Ф18.9 mm×5300 mm，间排距1.8 m×1.8 m。如图2。

图2 1303 胶带顺槽支护详情（mm）

3 护巷煤柱宽度模拟研究

沿空巷道护巷煤柱宽度对于其围岩稳定性具有重要影响。确定煤柱宽度时，即要考虑承载能力又要考虑经济效益，当煤柱高度相同时，其宽度基本决定了承载能力的大小，而煤柱的承载力与其宽度虽然呈正相关，但是并不是单纯的线性关系，一味地增大煤柱的宽度，不一定能够保障沿空巷道围岩的稳定性。因此，为确定1303 胶带顺槽的合理煤柱宽度，采用FLAC3D软件模拟沿空巷道的支护和开挖，巷道断面宽×高=5.0 m×4.2 m，模型顶面埋深取130 m，等效为3.31 MPa 的垂直应力。开挖时首先进行1301 工作面的开挖，然后进行1303 胶带顺槽的开挖和支护，结合国内相关研究实例[1-2]，设计煤柱宽度为4～9 m，计算平衡后观察煤柱及巷道塑性破坏情况，并统计巷道表面位移量，整理得到结果如图3（b）～（d）。

图3 数值模拟方案及结果

由于篇幅所限，仅给出煤柱宽度为6～8 m 条件下围岩塑性破坏模拟结果。当煤柱宽度为4～7 m 时，煤柱内部塑性区横向方向由巷道表面延伸至采空区边界，煤柱内发生塑性破坏的面积占整个煤柱的50%以上，煤柱整体塑性破坏较严重，对上覆岩层基本不具备支承能力；当煤柱宽度为8 m 时，煤柱截面积为33.6 m2，塑性破坏区的面积为13.25 m2，约占煤柱面积的39.4%，煤柱中部塑性破坏区断开，煤柱中心已无塑性破坏区，形成的弹性核区的宽度约为2.0 m，说明此时煤柱已具有良好的支承能力。图3（e）所示结果为巷道表面位移量随煤柱宽度的变化规律，围岩的变形形式主要为煤柱帮内移和顶板下沉。当煤柱宽度由4 m 增大至6 m 过程中，煤帮内移量呈现逐渐增大趋势，顶板下沉量呈轻微减小趋势；当煤柱宽度由6 m 增长至9 m 期间，顶板下沉量及煤柱帮内移量呈显著减小趋势。由此可知，区段煤柱宽度不应小于6 m。综上可知，当煤柱宽度大于8 m 时，煤柱已具备良好的支承性能，巷道表面变形量为较小值，煤柱宽度继续增大，多余的煤柱宽度会造成资源浪费，综上分析确定1303 胶带顺槽留设煤柱宽度为8 m。

4 卸压护巷参数数值模拟分析

区段煤柱所承受压力的大小受到上区段采空区悬臂梁的影响，悬臂梁的长度同样影响着沿空巷道围岩的稳定性。近年来随着钻孔爆破、水力压裂等技术的成熟，切顶卸压护巷技术开始逐渐用于沿空巷道围岩的稳定性控制[3-4]。切顶卸压护巷通过在上区段回采巷道煤柱侧顶板施工钻孔，通过预裂爆破或水力压裂等方法，超前回采工作面沿巷道轴线方向切断顶板，在工作面回采期间采空区侧顶板及时垮落，减小煤柱上方采空区侧顶板的悬臂长度和悬露时间。为确定最佳的切顶钻孔施工参数，采用前文所述数值模型进行模拟分析，设计切顶高度为8～20 m，每增大4 m 进行一次模拟计算，得到煤柱内应力分布规律及巷道顶板下沉规律。

由图4（a）煤柱内垂直应力分布情况可以看出，随着切顶高度的增大，煤柱内垂直应力数值逐渐降低。切顶高度为8 m时，煤柱内应力集中系数为1.89，切顶高度为16 m、20 m 时，应力集中系数分别为1.72、1.82，相对于不切顶时分别下降了52.6%、49.7%，说明当切顶高度为16 m 时，煤柱内应力集中程度显著降低。图4（b）为顶板下沉量随切顶高度的变化规律，切顶后顶板各处下沉量较切顶前均显著减小。切顶高度为16 m 时，顶板下沉量整体处于较小值。综上可知，切顶高度为16 m 时，煤柱内应力集中程度显著减弱，巷道顶板下沉量较小，卸压效果良好，确定合理的切顶高度为16 m。

图4 不同切顶高度模拟分析结果

5 切顶卸压护巷应用及效果分析

1301 工作面回采期间，在1301 辅运顺槽对煤柱侧顶板进行预裂切顶，切顶高度为16 m，钻孔间距1.0 m，距离煤柱帮300 mm，直径52 mm，如图5（a）。采用爆破预裂方式，每孔采用7 根聚能管，炸药安装在聚能管内，孔口用炮泥封孔，超前工作面50 m 进行爆破。为考察1303 胶带顺槽成巷效果，掘进期间布置若干测站进行表面位移量监测，得到其围岩变形规律如图5（b）、（c）。巷道掘进期间可分为采动影响区和稳定区，采动影响区可分为超前影响区和滞后影响区。巷道位于超前影响区时表面变形量快速增大，在滞后影响区内表面变形量增速渐缓，稳定区内围岩稳定性良好，顶底板移近量69～74 mm，两帮移近量59～84 mm，表面整体变形微小，均在设计的合理范围内，沿空巷道围岩变形得到有效控制。

图5 切顶方案及矿压监测结果

6 主要结论和建议

为保障1303 胶带顺槽沿空掘巷围岩稳定性，采用数值模拟软件模拟沿空巷道的开挖和支护，探究护巷煤柱宽度及切顶护巷工艺对巷道围岩稳定性的影响，确定最佳煤柱宽度为8 m，最佳切顶高度为16 m，设计具体的切顶方案。矿压监测结果表明，在邻近工作面采动影响区内表面变形量逐渐稳定，顶底板移近量69～74 mm，两帮移近量59～84 mm，围岩控制效果良好，可在后续工作面进行推广和使用。