王 震，婁 芳，2，金士魁，王 剛

(1.新疆煤炭科學(xué)研究所，新疆 烏魯木齊 830091；2.新疆煤與煤層氣工程技術(shù)研究中心，新疆 烏魯木齊 830091)

針對(duì)準(zhǔn)南煤礦煤層間距3.5～5.0m極近距離煤層采空區(qū)下工作面安全回采的難題，在汲取相關(guān)學(xué)者研究成果的基礎(chǔ)上[1-9]，綜合運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬、實(shí)驗(yàn)室測(cè)試及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)手段，研究了該礦極近距離煤層采空區(qū)下回采巷道位置及支護(hù)方式，最終實(shí)現(xiàn)了下煤層工作面的安全回采。

1 礦井概況

準(zhǔn)南煤礦B6煤層于2018年4月全部回采完畢，按照計(jì)劃，礦方將在B6煤層下部的B5煤層布置1501接續(xù)工作面。B5煤層厚2.4～2.8m，平均2.6m；傾角26°～32°，平均28°；B5煤層頂板為泥巖、中砂巖、泥質(zhì)粉砂巖和細(xì)砂巖，底板以泥巖、泥質(zhì)粉砂巖為主。B6煤層與B5煤層間距3.5～5.0m，平均4.0m，B6、B5煤層間巖層巖性、厚度及抗壓強(qiáng)度見(jiàn)表1。B6、B5煤層均采用全部垮落法管理頂板。

表1 B6、B5煤層間巖層巖性、厚度及抗壓強(qiáng)度

2 1501回采巷道位置確定

2.1 理論計(jì)算

1501工作面回采巷道布置形式如圖1所示，其軌道平巷和運(yùn)輸平巷分別受到上部采空區(qū)殘留區(qū)段煤柱和邊界煤柱影響，在巷道圍巖性質(zhì)以及巷道與上部煤層的垂距等都相同的條件下，巷道與上部煤柱邊緣的水平距離是影響巷道維護(hù)的重要因素[7]。為避開(kāi)上部殘留煤柱支承壓力的影響，1501工作面回采巷道與殘留煤柱水平錯(cuò)距應(yīng)大于L：

式中，L為巷道與殘留煤柱水平錯(cuò)距，m；h為煤層間距，4m；δ為煤柱壓力傳遞影響角，取50°；α為煤層傾角，取28°；M為B5煤層厚度，取2.6m。

經(jīng)計(jì)算，L≥5.5m。

圖1 1501回采巷道布置形式

2.2 數(shù)值模擬

為了分析上部采空區(qū)遺留煤柱影響下底板應(yīng)力傳遞規(guī)律，按照礦方實(shí)際開(kāi)采技術(shù)條件建立FLAC3D數(shù)值模型，模型長(zhǎng)950m、寬350m、高170m，模型四周采用位移邊界條件約束，模型頂部施加未參與計(jì)算的上覆巖層的補(bǔ)償重力，模型采空區(qū)垮落的矸石采用fill充填命令賦垮落矸石的相關(guān)參數(shù)，模型計(jì)算采用摩爾-庫(kù)倫(Mohr-Coulomb )本構(gòu)模型，煤巖力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。

表2 煤巖力學(xué)參數(shù)

采空區(qū)底板應(yīng)力分布模擬結(jié)果如圖2所示。從圖2可知，上部1701、1702工作面回采后，采空區(qū)殘留煤柱使底板形成應(yīng)力增高區(qū)，且在遠(yuǎn)離煤柱一定距離形成應(yīng)力降低區(qū)。

圖2 采空區(qū)底板應(yīng)力分布

圖3 區(qū)段煤柱底板應(yīng)力等值線(MPa)

采空區(qū)區(qū)段煤柱及邊界煤柱底板應(yīng)力集中系數(shù)等值線分別如圖3、圖4所示。從圖3、圖4可以看出，煤柱底部及邊緣應(yīng)力集中程度最高，從煤柱中線向采空區(qū)應(yīng)力集中系數(shù)逐漸減小，應(yīng)力集中系數(shù)為1.0附近位置是底板高應(yīng)力和低應(yīng)力區(qū)的分界線。由圖3、圖4可計(jì)算出，距區(qū)段煤柱邊緣水平錯(cuò)距約5.1m進(jìn)入底板低應(yīng)力區(qū)，距邊界煤柱水平錯(cuò)距約6.0m進(jìn)入底板低應(yīng)力區(qū)。數(shù)值模擬結(jié)果與理論計(jì)算結(jié)果較為接近。

圖4 邊界煤柱底板應(yīng)力等值線(MPa)

為進(jìn)一步保證安全，考慮1.5倍的安全系數(shù)，則1501軌道平巷、運(yùn)輸平巷與殘留區(qū)段煤柱、邊界煤柱邊緣最小水平錯(cuò)距分別為7.65m、9.0m。準(zhǔn)南煤礦實(shí)際工程應(yīng)用時(shí)，1501回采巷道與上部殘留煤柱邊緣水平錯(cuò)距均取9.0m。

3 1501回采巷道圍巖控制方案

3.1 巷道支護(hù)對(duì)策

結(jié)合準(zhǔn)南煤礦極近距離煤層上部采空區(qū)殘留煤柱影響下底板應(yīng)力分布規(guī)律及巷道頂板巖層巖性、厚度、力學(xué)性質(zhì)等，提出以下幾點(diǎn)支護(hù)對(duì)策：

1)及時(shí)支護(hù)。由于下部煤層回采巷道頂板受到損傷，頂板裂隙、弱面發(fā)育，穩(wěn)定性差，掘巷時(shí)要短段掘支，采用錨桿快速、主動(dòng)支護(hù)，減少空頂時(shí)間，遏止頂板巖層離層增加。

2)有效承載。由于煤層間距極小，受上部煤層采動(dòng)破壞，巷道頂板巖層破碎程度大，很可能造成錨桿(索)錨固不到頂板穩(wěn)定巖層。根據(jù)表1煤層間巖性及力學(xué)參數(shù)可判斷，距離巷道頂板抗壓強(qiáng)度46.0MPa的細(xì)砂巖為較堅(jiān)硬巖層，有可能成為錨桿(索)錨固的基礎(chǔ)。在上部1701工作面回采過(guò)程，通過(guò)實(shí)施鉆孔窺視，觀察到采空區(qū)底板巖層縱向裂隙顯著發(fā)育區(qū)域深度約為1.6～2.4m，裂隙基本貫通了底板泥巖、中砂巖，止于細(xì)砂巖淺部?？梢?jiàn)，1501巷道頂板錨桿(索)錨固于細(xì)砂巖內(nèi)部可以實(shí)現(xiàn)有效承載。

3)預(yù)防冒頂、片幫。利用金屬網(wǎng)、W鋼帶的護(hù)表作用，提高巷道表層巖石強(qiáng)度，抑制破碎巖塊脫落；同時(shí)，也可以使錨桿(索)的預(yù)應(yīng)力沿錨網(wǎng)、鋼帶長(zhǎng)度方向擴(kuò)散，進(jìn)一步加固圍巖。為應(yīng)對(duì)工作面回采后巷道破碎及變形程度加劇問(wèn)題，在錨桿(索)間采用工字鋼棚被動(dòng)支護(hù)，利用其較高的護(hù)表能力控制巷道淺部破碎圍巖的剪脹變形，使其與錨桿(索)形成“主動(dòng)+被動(dòng)”的支護(hù)體系，防止冒頂、片幫事故發(fā)生。

4)非對(duì)稱支護(hù)。煤柱底板的應(yīng)力分布具有明顯的非均勻分布特征，在非均勻的荷載作用下，巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)更易出現(xiàn)局部過(guò)載現(xiàn)象[8-9]。工程實(shí)踐情況表明，極近距離下部煤層回采巷道即使布置在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，也容易出現(xiàn)靠近上部遺留煤柱側(cè)頂板和巷幫位移量大于另一側(cè)的現(xiàn)象，較易發(fā)生煤柱側(cè)棚腿折損、片幫現(xiàn)象[9]。為減少非均勻載荷的影響，靠近上部遺留煤柱側(cè)的巷道頂板可采用單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)、巷幫采用錨索補(bǔ)強(qiáng)加固。

3.2 巷道支護(hù)設(shè)計(jì)

3.2.1 軌道平巷

1501軌道平巷設(shè)計(jì)為斜梯形斷面，巷道凈寬為4.0m，巷道中心高度為2.8m，采用“錨網(wǎng)索+W鋼帶+工字鋼”支護(hù)?；夭善陂g根據(jù)礦壓顯現(xiàn)情況，靠近上部殘留區(qū)段煤柱側(cè)巷道頂板可采用DW28-300/110X單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)。支護(hù)設(shè)計(jì)如圖5所示。

圖5 軌道平巷支護(hù)設(shè)計(jì)(mm)

頂板：錨桿采用Φ20mm×2200mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，每孔均采用2支MSCK2335中速樹(shù)脂藥卷錨固，錨桿預(yù)緊力矩不小于200N·m，錨桿間排距800mm×800mm；錨索采用Φ17.8mm×3000mm鋼絞線，在頂板布置兩根錨索，間排距1600mm×1600mm；金屬網(wǎng)規(guī)格3300mm×800mm；W鋼帶規(guī)格3600mm×300mm，排距1600mm；每?jī)膳臰鋼帶中間架設(shè)11#工字鋼棚。

兩幫：錨桿采用Φ20mm×2200mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，間排距800mm×800mm；金屬網(wǎng)規(guī)格3300mm×800mm；靠近上部殘留煤柱側(cè)的巷幫采用兩根Φ17.8mm×3000mm錨索補(bǔ)強(qiáng)，間排距1000mm×1000mm。

3.2.2運(yùn)輸平巷

1501運(yùn)輸平巷設(shè)計(jì)為斜梯形斷面，巷道凈寬為4.0m，巷道中心高度為2.8m，采用“錨網(wǎng)索+W鋼帶”支護(hù)。錨桿為Φ20mm×2200mm高強(qiáng)螺紋鋼，間排距800mm×800mm；錨索采用Φ17.8mm×3000mm鋼絞線，頂板布置兩根錨索，間排距1600mm×1000mm，靠近上部殘留邊界煤柱側(cè)巷幫采用兩根錨索補(bǔ)強(qiáng)，間排距1000mm×1000mm；W鋼帶規(guī)格為3600mm×300mm，排距1600mm。支護(hù)設(shè)計(jì)如圖6所示。

圖6 運(yùn)輸平巷支護(hù)設(shè)計(jì)(mm)

3.3 巷道支護(hù)數(shù)值模擬分析

由于軌道平巷受上部采空區(qū)遺留煤柱集中應(yīng)力影響較大，工作面能否順利回采很大程度上取決于該巷支護(hù)設(shè)計(jì)的合理性。為了驗(yàn)證軌道平巷支護(hù)參數(shù)是否可靠，在支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)的基礎(chǔ)上，利用FlAC3D模擬了軌道平巷分別采用錨網(wǎng)索支護(hù)、“錨網(wǎng)索+W鋼帶”、“錨網(wǎng)索+W鋼帶+工字鋼”三種方案巷道變形量。

不同方案下巷道最大變形量見(jiàn)表3。從表3可以看出：方案一，巷幫最大變形量為618mm，兩幫相對(duì)移近量約1200mm；頂板最大下沉量844mm。方案二，巷幫最大變形量為490mm，兩幫相對(duì)移近量約1000mm；頂板最大下沉量560mm。方案三，巷幫最大變形量為183mm，兩幫相對(duì)移近量約360mm；頂板最大下沉量202mm。可見(jiàn)，方案三能夠有效控制巷道大變形，保持巷道穩(wěn)定。

表3 不同方案下巷道最大變形量

4 工程應(yīng)用效果

1501巷道掘進(jìn)及工作面回采期間，在巷道布置位移測(cè)站，監(jiān)測(cè)巷道表面位移變化量。監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，巷道掘進(jìn)期間，軌道平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為105mm，兩幫相對(duì)移近量最大為71mm；運(yùn)輸平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為122mm，兩幫相對(duì)移近量最大為90mm。工作面回采期間，軌道平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為164mm，兩幫相對(duì)移近量最大為112mm；運(yùn)輸平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為222.5mm，兩幫相對(duì)移近量最大為151mm。巷道未出現(xiàn)棚腿壓折、冒頂、片幫現(xiàn)象，1501工作面實(shí)現(xiàn)了安全回采。

5 結(jié) 論

1)通過(guò)理論計(jì)算及數(shù)值模擬對(duì)比分析，得出了準(zhǔn)南煤礦極近距離煤層采空區(qū)下回采巷道與上部遺留區(qū)段煤柱及邊界煤柱的合理水平錯(cuò)距為9m。

2)基于準(zhǔn)南煤礦極近距離煤層采空區(qū)底板應(yīng)力分布規(guī)律、巖層巖性及力學(xué)性質(zhì)等提出了下部回采巷道支護(hù)對(duì)策，確定了1501軌道平巷、運(yùn)輸平巷相應(yīng)的支護(hù)形式、參數(shù)。

3)工程實(shí)踐表明，1501工作面回采期間軌道平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為164mm，兩幫相對(duì)移近量最大為112mm；運(yùn)輸平巷頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大為222.5mm，兩幫相對(duì)移近量最大為151mm，巷道未出現(xiàn)棚腿壓折、冒頂、片幫現(xiàn)象。1501回采巷道位置、支護(hù)設(shè)計(jì)是合理的。