王虎勝黃 肖席朝東，3楊亞峰賀沖沖劉斌慧，3

（1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）資源與安全工程學(xué)院，北京市海淀區(qū)，100083；2.山西潞安礦業(yè)（集團(tuán)）有限責(zé)任公司，山西省長(zhǎng)治市，046100；3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）煤炭資源與安全開(kāi)采國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京市海淀區(qū)，100083）

窄煤柱綜放回采巷道圍巖穩(wěn)定性分析及控制技術(shù)*

王虎勝1，2黃 肖1席朝東1，3楊亞峰1賀沖沖1劉斌慧1，3

（1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）資源與安全工程學(xué)院，北京市海淀區(qū)，100083；2.山西潞安礦業(yè)（集團(tuán)）有限責(zé)任公司，山西省長(zhǎng)治市，046100；3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）煤炭資源與安全開(kāi)采國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京市海淀區(qū)，100083）

基于郭莊煤礦2304綜放面運(yùn)輸巷具體地質(zhì)及生產(chǎn)條件，采用數(shù)值模擬對(duì)不同煤柱寬度下沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布特征進(jìn)行深入分析。通過(guò)構(gòu)建綜放沿空掘巷弧形三角塊結(jié)構(gòu)模型，揭示綜放面沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性機(jī)理。根據(jù)現(xiàn)有巷道支護(hù)理論，提出樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固高強(qiáng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)并進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)的圍巖控制技術(shù)?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐應(yīng)用表明：支護(hù)方案對(duì)綜放沿空掘巷圍巖變形控制效果顯著。

綜放工作面 沿空掘巷 窄煤柱 應(yīng)力分布特征 圍巖控制

1　工程概況

2304綜放面位于郭莊煤礦井田西北部，埋深400～500 m，平均埋深450 m。2304綜放面西部為2305工作面采空區(qū)，東部為2303工作面采空區(qū)，屬孤島工作面。此工作面開(kāi)采山西組中下部3#煤層，采放比1∶1.05，煤層賦存穩(wěn)定，根據(jù)3131、3132鉆孔情況分析，煤層厚度為5.65～5.85 m，平均5.73 m，含0～3層夾矸，塊狀為主，局部為粉狀，存在水平層理。3#煤層普氏系數(shù)為1.0左右，直接頂為灰黑色砂質(zhì)泥巖，平均厚度為4.0 m；基本頂為灰白色中砂巖，平均厚度5.6 m；直接底為中砂巖，成分以石英長(zhǎng)石為主，含黑色礦物、云母及植物化石，平均厚度為2.6 m。為優(yōu)化采區(qū)巷道布置，提高煤炭采出率，計(jì)劃在2304綜放面區(qū)段運(yùn)輸巷采用留窄煤柱沿空掘巷方式。2304綜放面平面巷道布置見(jiàn)圖1。

圖1　2304綜放面巷道平面布置圖

2　綜放沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布特征

2.1數(shù)值模型建立

為了解綜放沿空掘巷在窄煤柱護(hù)巷下的穩(wěn)定性，采用有限差分?jǐn)?shù)值計(jì)算軟件FLAC3D對(duì)不同寬度煤柱條件下的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行研究。以郭莊煤礦2304綜放面為原型，建立數(shù)值模型尺寸為90 m×50 m×40 m，模型的前后左右邊界滾動(dòng)鉸接，下邊界固定鉸接，上部施加垂直載荷模擬上覆巖層的重量。數(shù)值試驗(yàn)包括6個(gè)方案，各方案煤柱寬度分別為4 m，6 m，8 m，12 m，16 m，20 m。各巖層及其力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1　巖層物理力學(xué)參數(shù)表

2.2模擬結(jié)果分析

綜放沿空掘巷圍巖的垂直應(yīng)力分布規(guī)律與護(hù)巷煤柱寬度緊密相關(guān)。隨著煤柱寬度的減小，實(shí)體煤幫中垂直應(yīng)力集中范圍逐漸加大，應(yīng)力集中系數(shù)不斷增高，但煤柱寬度過(guò)小時(shí)，由于煤幫承載過(guò)大而變形卸壓，其垂直應(yīng)力集中程度則降低。巷道頂?shù)装鍍?nèi)垂直應(yīng)力沿水平方向呈拱形分布，應(yīng)力大小及應(yīng)力峰值點(diǎn)位置與煤柱寬度的關(guān)系不明顯。窄煤柱的承壓狀態(tài)直接關(guān)系到上部基本頂?shù)姆€(wěn)定，繼而影響整個(gè)回采巷道的穩(wěn)定性。因此，為掌握窄煤柱在綜放沿空掘巷下的受力情況，需進(jìn)一步監(jiān)測(cè)煤柱內(nèi)的應(yīng)力變化。

不同煤柱寬度下煤柱體內(nèi)垂直應(yīng)力變化曲線(xiàn)如圖2所示。

圖2　不同煤柱寬度下煤柱體內(nèi)垂直應(yīng)力變化曲線(xiàn)

由圖2可知:當(dāng)煤柱寬度較小時(shí)，垂直應(yīng)力呈單峰值連續(xù)分布，應(yīng)力峰值點(diǎn)位于煤柱中心靠采空區(qū)一側(cè)；煤柱寬度超過(guò)一定值時(shí)（如10 m時(shí)），煤柱疊加支承應(yīng)力呈現(xiàn)巷道側(cè)低、采空區(qū)側(cè)高的不對(duì)稱(chēng)馬鞍形分布。當(dāng)煤柱過(guò)窄為4 m時(shí)，煤柱在傾向支承壓力作用下，整體處于塑性破壞狀態(tài)，使得煤柱的垂直應(yīng)力小于原巖應(yīng)力（γH=11.25 MPa）；煤柱為8 m時(shí)，響應(yīng)疊加應(yīng)力呈現(xiàn)很強(qiáng)的承載能力，且在中部存在一定范圍的彈性區(qū)。不同寬度煤柱垂直應(yīng)力低于原巖應(yīng)力的范圍為2.1～4.0 m，則窄煤柱兩側(cè)破碎總深度約為2.1～4.0 m。

3　窄煤柱綜放回采巷道圍巖穩(wěn)定性分析

窄煤柱綜放回采巷道基本頂在掘巷前垮落形成弧形三角塊結(jié)構(gòu)，即在工作面端頭部位的破斷面呈弧形，形成弧形三角塊B，弧形三角塊B與實(shí)體煤側(cè)的巖體A、采空區(qū)側(cè)的塊體C形成鉸接結(jié)構(gòu)，如圖3（a）所示。

巷道掘進(jìn)會(huì)擾動(dòng)圍巖支承壓力的分布，加劇圍巖節(jié)理裂隙貫通，在煤體內(nèi)形成破碎區(qū)，從而降低窄煤柱自身穩(wěn)定性及承載能力。因此，窄煤柱內(nèi)必須存在一定寬度的彈性區(qū)，以便錨桿有著力基礎(chǔ)，從而保證窄煤柱小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。然而，巷道掘進(jìn)引起的圍巖擾動(dòng)只是小范圍內(nèi)的應(yīng)力調(diào)整，不會(huì)對(duì)基本頂弧形三角塊鉸接結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性產(chǎn)生較大影響。弧形三角塊結(jié)構(gòu)承載著上覆巖層大部分載荷，其自身的穩(wěn)定會(huì)對(duì)下方沿空回采巷道起到拱形保護(hù)作用，使得巷道維護(hù)較容易。

隨著本工作面的推進(jìn)，基本頂巖層達(dá)到極限強(qiáng)度，沿工作面傾向呈O-X破斷，因而在沿空巷道實(shí)體煤側(cè)形成弧形三角塊體A。由于煤層采出，弧形三角塊A有較大的回轉(zhuǎn)下沉空間，將以A、B巖塊鉸接線(xiàn)為旋轉(zhuǎn)軸向本工作面采空區(qū)運(yùn)動(dòng)。沿空巷道上方弧形三角塊體B在本工作面采動(dòng)影響下，向上區(qū)段采空區(qū)回轉(zhuǎn)下沉，同時(shí)由于與塊體A鉸接約束的減弱而加劇了下沉的速度?；⌒稳菈K結(jié)構(gòu)位態(tài)的改變，使綜放面前方一定范圍沿空掘巷圍巖大結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性惡化，造成巷道圍巖應(yīng)力劇烈調(diào)整，嚴(yán)重破壞了巷道圍巖穩(wěn)定性，增大巷道維護(hù)難度。沿空掘巷回采期間弧形三角塊體結(jié)構(gòu)模型如圖3（b）所示。

油炸食物。高脂肪的油炸食物可導(dǎo)致膽囊收縮素分泌增加，造成膽汁反流，加重對(duì)胃黏膜的腐蝕作用，不利于黏膜修復(fù)。此外，油炸食物的胃排空時(shí)間較長(zhǎng)，從而使胃酸分泌增加。

圖3　綜放沿空掘巷弧形三角塊結(jié)構(gòu)模型

4　綜放沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

4.1控制對(duì)策

針對(duì)2304綜放面的具體地質(zhì)及生產(chǎn)條件，結(jié)合沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布特點(diǎn)及圍巖穩(wěn)定性力學(xué)作用機(jī)理，提出了2304綜放面運(yùn)輸平巷圍巖控制對(duì)策。

（1）留設(shè)合理寬度的煤柱。保證在寬度盡量小的情況下，使煤柱處于支承壓力降低區(qū)，又能充分發(fā)揮其承載能力。通過(guò)分析2304運(yùn)輸巷圍巖應(yīng)力的分布情況及煤柱垂直應(yīng)力的監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)，可確定2304綜放回采巷道煤柱寬度為8 m。

（2）提高綜放沿空掘巷頂板支護(hù)強(qiáng)度。沿空掘巷上方弧形三角塊體在回采動(dòng)壓的擾動(dòng)下，大幅度回轉(zhuǎn)下沉，加劇了頂煤和直接頂?shù)碾x層漏冒。為減小頂板下沉量，增強(qiáng)頂板的完整性，可采用高強(qiáng)錨桿索組合支護(hù)系統(tǒng)加強(qiáng)支護(hù)，將頂板巖層壓力轉(zhuǎn)移至圍巖深處。

（3）增強(qiáng)窄煤柱的承載能力。窄煤柱因上區(qū)段回采與沿空掘巷的影響，整體處于塑性破壞狀態(tài)，同時(shí)關(guān)系到上覆基本頂巖塊鉸接結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性，必須要具備足夠承載能力。錨桿錨固方式應(yīng)采用加長(zhǎng)錨固，并用鋼帶、鋼筋托梁與金屬網(wǎng)護(hù)表，提高煤柱的強(qiáng)度和整體承載性能，避免發(fā)生片幫。

（4）增加沿空掘巷巷幫錨桿長(zhǎng)度和支護(hù)密度。沿空掘巷巷幫存在一定寬度的破碎區(qū)，為充分發(fā)揮錨桿的錨固效用，需增加錨桿長(zhǎng)度，同時(shí)，增加支護(hù)密度可提高錨桿的支護(hù)強(qiáng)度。

4.2巷道支護(hù)參數(shù)的確定

根據(jù)2304綜放面運(yùn)輸巷圍巖環(huán)境，依據(jù)控制對(duì)策，結(jié)合高預(yù)應(yīng)力支護(hù)技術(shù)，提出采用樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固高強(qiáng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)并進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)，并確定支護(hù)參數(shù)。

（1）頂板支護(hù)。頂板采用?22 mm×2400 mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼高預(yù)應(yīng)力錨桿，錨桿間排距900 mm×900 mm，每排布置5根錨桿，其中兩肩窩錨桿與豎直方向夾角為10°；每根錨桿采用兩支樹(shù)脂藥卷加長(zhǎng)錨固，即MSK2335和MSZ2360各1支，錨固長(zhǎng)度為1200 mm。托板采用拱型高強(qiáng)度托盤(pán)配合球形墊圈和減阻尼龍墊圈，承載能力不低于230 k N；護(hù)頂金屬網(wǎng)網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm×50 mm，網(wǎng)片為4400 mm×1000 mm。頂板錨桿預(yù)緊扭矩要高于300N·m。

頂板錨索采用規(guī)格為?18.9 mm×6300 mm、1×7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線(xiàn)錨索；每條錨索1支MSK2335和2支MSZ2360低粘度樹(shù)脂錨固劑錨固，鉆孔直徑為30 mm，錨固長(zhǎng)度為1500 mm；每?jī)膳佩^桿打1根錨索，排距為1800mm。錨索托盤(pán)采用高強(qiáng)度可調(diào)心托板及配套鎖具，規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm。頂板錨索預(yù)緊力為150～200 k N。

（2）巷幫支護(hù)。沿空巷道幫采用的錨桿與頂板錨桿相同，每根幫錨桿采用1支MSZ2360樹(shù)脂藥卷端部錨固。錨桿排距為900 mm，每排每幫3根錨桿，間距為1100 mm，其中靠近頂板的兩根錨桿與水平線(xiàn)呈10°。鋼筋托梁采用?14 mm的鋼筋焊接而成，長(zhǎng)寬為2400 mm×80 mm；托板采用拱型高強(qiáng)度托盤(pán)配合球形墊圈和減阻尼龍墊圈；采用金屬網(wǎng)護(hù)幫，網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm×50 mm，網(wǎng)片為2400 mm×1000 mm。巷道支護(hù)斷面圖如圖4所示。

圖4　支護(hù)斷面圖

4.3巷道支護(hù)效果監(jiān)測(cè)

為檢驗(yàn)郭莊煤礦2304綜放面運(yùn)輸巷的支護(hù)效果，采用十字交叉法對(duì)巷道圍巖變形量進(jìn)行實(shí)測(cè)，結(jié)果如圖5所示。

圖5　回采期間沿空巷道圍巖變形

由圖5可知，回采期間工作面前方100 m范圍外受采動(dòng)影響弱，巷道圍巖變形量小，基本處于穩(wěn)定狀態(tài)；工作面前方40～80 m受回采擾動(dòng)較大，巷道變形速度加快，收斂量明顯增加；工作面前方20 m范圍內(nèi)為支承壓力增壓區(qū)，圍巖變形量大，頂板最大下沉量及兩幫最大移近量分別為200 mm和387 mm。由此可知，2304綜放面回采巷道圍巖變形得到有效控制，圍巖變形量較小，巷道圍巖整體穩(wěn)定性較好。

5　結(jié)論

（1）綜放沿空掘巷隨著護(hù)巷煤柱寬度的減小，兩幫垂直應(yīng)力集中程度增高，但煤柱寬度過(guò)小時(shí)，其垂直應(yīng)力集中程度反而降低；2304運(yùn)輸巷留設(shè)合理煤柱寬度為8 m，窄煤柱兩側(cè)破碎總深度約為2.1～4.0 m。

（2）2304綜放面回采階段，沿空掘巷上方弧形三角塊結(jié)構(gòu)位態(tài)發(fā)生變化，使巷道穩(wěn)定性遭到惡化。提出了合理留設(shè)煤柱寬度，加強(qiáng)頂板和窄煤柱的控制，加大錨桿長(zhǎng)度與支護(hù)密度的圍巖變形控制對(duì)策。

（3）現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐應(yīng)用表明采用樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固高強(qiáng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)并進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案對(duì)綜放沿空掘巷圍巖變形控制效果顯著。

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Stability analysis and control technology of surrounding rock in fully mechanized mining roadway with narrow coal pillars

Wang Husheng1，2，Huang Xiao1，Xi Chaodong1，3，Yang Yafeng1，He Chongchong1，Liu Binhui1，3
（1.Faculty of Resources&Safety Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China；2.Lu'an Group Co.，Ltd.，Changzhi，Shanxi 046100，China；3.State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China）

Based on the geological and production conditions of haulage roadway at No.2304 fully mechanized caving face in Guozhuang Coal Mine，the stress distribution characteristics of surrounding rocks in gob-side entry driving with different coal pillar width were deeply analyzed by numerical simulation.Through building the arc triangular block structure model for gob-side entry driving in fully mechanized caving face，the mechanism of the surrounding rock stability was revealed.According to the present roadway support theories，the surrounding rock control technology was proposed，which is a resin extended and high-strength rock bolting and anchor cable reinforcement system.Field practical application showed that the supporting scheme had obvious effect on surrounding rock deformation control in gob-side driving entry of the fully mechanized caving face.

fully mechanized caving face，the gob-side entry driving，narrow coal pillar，stress distribution characteristics，surrounding rock control

TD353

A

王虎勝（1974-），山西長(zhǎng)治人，高級(jí)工程師，中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京）在讀博士研究生，現(xiàn)任山西潞安郭莊煤業(yè)有限責(zé)任公司黨委書(shū)記、總經(jīng)理，主要從事采礦與安全方面的技術(shù)與管理工作。

（責(zé)任編輯 張毅玲）

煤炭資源與安全開(kāi)采國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室大學(xué)生科技創(chuàng)新計(jì)劃基金項(xiàng)目（SKLCRSM14CXJH04）