俄霍布拉克煤矿特厚煤层18m宽煤柱内巷道布置与支护技术研究
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摘要：为了保持53采区集中运输巷围岩稳定，不影响安全生产，综合考虑两侧采空区侧向支承压力分布规律，最终确定了合理的窄煤柱宽度，提出窄煤柱孤岛煤柱掘巷锚杆支护技术及合理的锚杆支护参数确定，并研究分析了该孤岛煤柱受两侧支承压力作用下巷道稳定机理和控制技术，现场试验表明，确定的窄煤柱宽度合理、巷道支护技术可靠，有效控制了巷道围岩变形。
关键词：特厚煤层；支撑应力；支护技术；高强度螺纹钢锚杆
中图分类号：T75 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）09-0106-04
1 工程地质概况
1.1 5#煤三采区集中运输巷布置
5#煤三采区集中运输巷位于俄霍布拉克煤矿西翼53采区，巷道布置在5#煤层孤岛煤柱中，5#煤埋深为250m，5#煤层厚度为9m，巷道断面为矩形，尺寸为宽×高，为5000×3000mm，巷道沿底掘进。孤岛煤柱倾斜长度18.5m，走向长度1020m，煤层倾角14°。孤岛煤柱上区段为5105综放工作面采空区，下区段为5401综放工作面采空区，两个工作面都已经回采完毕，采空区的基本顶跨落稳定后，在两个工作面采空区之间的区段煤柱内掘巷，如图1所示：
图1 5#煤三采区集中运输巷布置图
1.2 巷道顶底板岩性
根据5105综放工作面和5401综放工作面回采资料以及新疆库-拜煤田库车俄霍布拉克勘探区Ⅱ-02号钻孔资料可知，巷道所在煤层及顶底板岩性详见巷道顶底板综合柱状图表（表1）。
2 孤岛煤柱应力分布规律
2.1 数值模型建立
根据俄霍布拉克煤矿5105工作面和5401工作面生产地质条件，模拟在孤岛煤柱中掘进巷道并分析其稳定性。孤岛煤柱受上下两个区段采空区侧向支撑压力的叠加作用，即受5105、5401工作面采空区侧向支撑压力叠加作用。5#煤层厚度9.2m，煤层倾角14°，平均埋深按照270m计算。孤岛煤柱及其左右5m范围内的煤体划分为0.33×0.5m（宽×高）的网格；巷道直接顶厚度为2.0m，网格大小划分为1×0.5m（宽×高）、0.33×0.5m（宽×高）、1×0.5m（宽×高）的网格；老顶厚度为16.1m，网格大小划分为1×1m（宽×高）、0.33×1m（宽×高）、1×1m（宽×高）的网格；巷道直接底厚度为2.4m，网格大小划分为1×0.5m（宽×高）、0.33×0.5m（宽×高）、1×0.5m（宽×高）的网格；老底厚度为7.3m，网格大小划分为1×1m（宽×高）、0.33×1m（宽×高）、1×1m（宽×高）的网格。整个模型尺寸（宽×高）178×144.3m，上边界载荷按未开采前的平均采深计算，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定，原始数值计算模型如图2
所示。
图2 数值模拟模型
材料本构模型：煤层采用软化模型，其余为摩尔-库仑模型，数值模拟中各岩层煤层的力学参数见表2。
2.2 孤岛煤柱应力分布规律
当两侧工作面都回采完毕、顶板跨落稳定后，孤岛煤柱内将形成稳定的支承应力。在孤岛煤柱中布置巷道，煤柱内支承应力将重新分布，巷道围岩尤其窄煤柱内的应力分布及大小将直接影响巷道的长期稳定。因此，研究孤岛煤柱支承应力分布规律及掘巷后应力重新分布规律是非常必要的。用数值模拟的方法，计算得出俄霍布拉克煤矿5105、5401工作面回采之后，孤岛煤柱支承应力分布情况，并分析该分布曲线对在孤岛煤柱中掘巷及煤柱整体稳定性的影响；孤岛煤柱中布置巷道不同于传统的巷道掘进，与沿空掘巷比较相似。
通过FLAC软件对孤岛煤柱应力曲线计算和对孤岛煤柱状态分析表面，在煤柱中间形成一个应力集中区，而煤柱两侧应力较小，同时破碎区主要分布到孤岛煤柱两侧的采空区边缘，距两侧采空区边缘0.3～0.6m煤柱范围内；塑性区分布在整个煤柱及煤柱肩、底角范围内，破碎区和塑性区承载能力低，特别是靠近采空区的煤体。沿空布置的巷道在基本顶弧形三角块结构的保护下，巷道围岩压力较小，巷道比较容易维护而且有利于孤岛煤柱的整体稳定性。
2.3 窄煤柱宽度确定及巷道合理布置
计算出煤体内的垂直应力分布曲线的目的就是将巷道布置在低应力区域，有利于巷道维护和孤岛煤柱的整体稳定。沿采空区掘进巷道时，影响煤柱稳定性的因素有煤柱应力环境、煤层及顶底板力学参数、煤柱宽度、锚杆支护强度等。结合俄霍布拉克煤矿生产地质条件，为防止上部采空区积水对煤柱的弱化影响，应该优先选择把巷道布置在孤岛煤柱的下侧，即沿着5401工作面采空区留窄煤柱布置巷道。从沿采空区边缘到垂直应力的峰值（煤体内距采空区9m）范围内设计5种窄煤柱宽度的方案进行计算和分析比较而选优。靠近5401工作面采空区的窄煤柱分别为3、4、5、6、7m煤柱。
通过对窄煤柱宽度对孤岛煤柱稳定、巷道变形的影响及不同宽度的窄煤柱水平位移分布规律的综合分析，沿5401采空区留4m窄煤柱掘巷时窄煤柱内能形成稳定的应力集中区，且巷道变形较小，同时考虑到5401材料巷和5#煤三采区集中运输巷两帮锚杆不能相互碰撞给施工带来不便，确定窄煤柱宽度为4m。即：沿5401采空区留4m煤柱掘巷。
3 53采区集中运输巷支护设计及现场应用
3.1 锚杆支护方案确定
3.1.1 顶板支护。顶板锚杆间排距700×800mm，每排7根锚杆，锚杆均为直径20mm、长度2400mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，锚固采用树脂药卷锚固，树脂药卷规格：1支CK2335、1支Z2360，顶板铺金属网5000×900mm，10#铁丝网规格40×40mm。
图3 5#三采区集中运输巷断面支护图
3.1.2 两帮支护。两帮采用锚杆间排距850×800mm，每排每帮4根锚杆，锚杆均为直径20mm、长度2400mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用树脂药卷锚固，树脂药卷1支CK2335、1支Z2360，两帮铺金属网3300×900mm，10#铁丝网规格40×40mm。
3.1.3 顶锚索支护。锚索间排距为1600×2200mm，每排打2根锚索。锚索Φ17.8L8300mm，采用的树脂药卷锚固，每根锚索使用树脂药卷1支CK2335、2支Z2360，锚固长度1500mm，每根锚索采用一块规格为300×300×16mm的高强蝶形托盘，配套锁具和调心球垫。
5#煤三采区集中运输巷锚杆布置图见图3，单位：mm。
3.2 施工要求
53采区集中运输巷采用的是锚梁网索联合支护，具体施工工艺及要求如下：
3.2.1 锚杆施工工艺：定眼位打眼吹眼装药卷搅拌凝固安装并紧固锚杆。要求如下：
（1）打眼顺序。自后向前，先顶板后两帮，顶板先中间后两边，两帮自上而下。第一根锚杆布置在巷中位置，然后按间排距依次向两侧及前方布置。
（2）锚杆眼定位。锚杆眼要严格按设计间排距定位，位置要准确，眼位误差不得超过50mm；帮上角和底角锚杆角度为20°，眼向误差不得大于5°；帮角锚杆距离顶板或底板距离不大于300mm，超过300mm需要补打锚杆
一根。
（3）锚杆眼长度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，钻孔深度与锚杆有效长度（钻孔内锚杆长度）误差不大于50mm。
（4）吹眼。打完眼后，必须采用高压风吹眼，把锚杆眼内的煤（岩）粉、积水吹干净，以确保树脂药卷与锚杆眼壁的粘结力。
（5）安装锚杆。树脂药卷按规定的数量（1支CK2335、1支Z2360）、规格逐个装进锚杆眼口（注意超快树脂药卷在最前面），用锚杆顶住药卷，轻轻逐个送至锚杆眼底，当树脂锚固剂全部送至锚杆眼底时启动锚杆钻机搅拌锚固剂。边推进边搅拌，搅拌时间约为30s。其中对于帮锚杆，搅拌充分后，停止搅拌约60s，待树脂锚固剂凝固后慢慢将锚杆钻机退下，装上托盘并用力矩扳手拧紧螺母，扭矩不小于300N・m，锚固力不小于12kN，保证托盘压紧、压正金属网并紧贴巷道表面；顶锚杆可由锚杆钻机安装拧紧。锚杆外露长度大于20mm且小于60mm。
3.2.2 铺设金属网工艺：掘进机退出后前移前探梁，在前探梁上放好金属网，将金属网边与前一茬网边先绑扎3～5点。然后按设计间排距打设锚杆，压紧金属网紧贴巷道表面。要求如下：
所有网边钢丝端头均与周边金属网搭接，不得空缺。金属网搭接长度100mm；每隔200mm用双股10#铁丝绑扎牢。联网时，双丝双扣，扭结不小于3圈。
3.2.3 锚索施工工艺：定位锚索孔打孔逐个安装树脂锚固剂安装托盘及锁具联接千斤顶及油泵张拉锚索至设计拉力。锚索施工工艺要求：
（1）锚索锚固头的加工。在锚固头安装毛刺和挡圈或焊接直径20mm、长度100mm的螺纹钢，最后盘成圈。
（2）打锚索眼。在钻孔时要保持钻机底部不挪动，以免钻孔轴线不直，给锚索安装带来困难。
锚索滞后迎头约3～5m，及时安装设锚索并张紧。
（3）锚索的锚固。依次将超快树脂药卷、中速树脂药卷放在孔底。用钢绞线顶住药卷，用搅拌器将锚杆机和钢绞线连接，启动锚杆机搅拌树脂药卷，边推进边搅拌。搅拌时间大于30s，等待2min回落钻机，卸下搅拌器，完成锚索的内锚固。
（4）树脂药卷的养护。搅拌充分后，为了要提供足够的树脂药卷养护时间，要求等待约30min。
（5）张拉。待树脂锚固剂凝固后，安装托盘和与钢绞线配套的锁具，然后用张拉千斤顶张紧钢绞线并达到设计锚索预紧力120kN。
3.3 巷道围岩变形分析
现场对巷道进行了表面位移观测，巷道全长1000m，共设置6个测站，测站位置距离巷道开窝位置分别为195m、215m、275m、300m、340m、410m。经过近2个月时间观测，巷道两帮初期移近速率小，最大移近量为350mm，基本稳定所需时间为30d，巷道掘开3个月后两帮进入微小变形状态，两帮变形速度为0.98mm/d；窄煤柱帮最大移近量为192mm，基本稳定所需时间为30d，速度为2.5mm/d，3个月后窄煤柱帮变形速度为0.5mm/d；顶板最大下沉量为119mm，完全稳定所需时间为15d，速度为
1mm/d，3个月后顶板进入微小下沉状态，下沉速度为0.72mm/d。
3.4 巷道控制效果对比分析
对比巷道为5301运输巷，该巷道位于5101工作面采空区与5103工作面采空区孤岛煤柱之间，巷道距上区段工作面和下区段工作面均为6～7m，该巷道前期采用炮掘掘进，后期改为综掘掘进，巷道沿煤层底板掘进，断面形状为梯形，巷道服务年限为3～5年。5301运输巷已投入使用一年以上，53采区集中运输巷为新掘巷道，将两条巷道在掘进时期的变形量进行同比，进而比较二者自开掘进入稳定状态所需的时间长短，最后比较巷道最终变化量，从而得到准确、全面的对比结果。
根据观测数据显示，在掘进影响期内，对比巷道两帮的最大变形量为645mm，上帮的最大变形量为450mm；而53采区集中运输巷两帮的最大变形量为350mm，窄煤柱帮的最大变形量为195mm。巷道采用新型锚杆支护技术之后，巷道变形量仅为原来的1/2左右，支护效果显著；对比巷道顶底的最大移近量为202mm，而53采区集中运输巷顶底的最大移近量为110mm，巷道变形量仅为原来的1/2左右，支护效果显著；对比巷道顶底基本稳定所需时间为50d，之后巷道进入稳定流变变形阶段，其顶底的流变速度2mm/d；而53采区集中运输巷顶底基本稳定所需时间为35d，之后巷道进入稳定流变变形阶段，其顶底流变速度为1mm/d。可见，巷道采用新型锚杆支护技术之后，巷道掘进影响稳定时间比原来缩短了15d，即巷道能够较快度过掘进影响时期，进入稳定流变阶段，3个月后移近速度降低为0.72mm/d，巷道进入完全稳定状态。
4 结语
（1）运用FLAC3D研究分析了不同窄煤柱宽度窄煤柱垂直应力分布规律，分为四个方案：3m煤柱、4m煤柱、5m煤柱、7m煤柱，不同煤柱宽度，煤柱内应力分布形态也不相同，窄煤柱宽度为4m时，窄煤柱内存在稳定区域，水平位移也比较小，综合考虑距采空区侧2～5m范围为5401采空区侧向支承压力应力降低区，确定合理的窄煤柱宽度为4m。
（2）对比巷道采用普通锚杆支护技术，布置在18m孤岛煤柱中间，巷道自掘开至完全稳定期间顶底最大移近量为250mm，两帮最大移近量为800mm；项目试验巷道采用高强高预紧力锚杆支护技术，布置位置避开18m煤柱中部高集中应力，巷道自掘开至完全稳定期间顶底最大移近量为200mm，两帮最大移近量为400mm，巷道掘开3个月后顶底移近速度降低至0.72mm/d，两帮移近速度降低至0.92mm/d。可见，综合考虑改善锚杆支护技术及巷道布置方式后，巷道围岩控制效果得到明显提高，消除了巷道安全隐患，为矿井安全生产做出较大的贡献。同时该实验巷道较采用普通锚杆支护技术施工的孤岛煤柱巷道修护费用得到大幅度下降，该项支护技术达到国内领先水平。
（3）5#煤三采区集中运输道的施工一方面解决了5#煤三采区风量偏低的问题，为5305工作面两道布置掘进工作面创造了基本条件，另一方面也解决了5305运输道掘进期间的运输问题。
作者简介：李大怀（1964―），男，江苏睢宁人，徐州矿务集团新疆天山矿业有限责任公司董事长，研究生，研究方向：工业工程。