劉俊杰

（山西安煤礦業(yè)設(shè)計(jì)工程有限公司，山西 太原 030006）

0 引 言

毛則渠煤礦主要開采河?xùn)|煤田2 號(hào)煤層，屬于優(yōu)質(zhì)主焦煤，礦井整合前井田內(nèi)2 號(hào)煤層小煤窯“以掘代采”的開采方式造成了大量的不規(guī)則采空區(qū)，小煤窯的采掘活動(dòng)主要在2 號(hào)煤層的頂分層，沿2 號(hào)煤層頂板掘巷，上述情況的存在為下分層的開采帶來了諸多困難。安全高效地復(fù)采該部分煤炭資源對(duì)于減少煤炭資源的浪費(fèi)、延長(zhǎng)礦井壽命及提高經(jīng)濟(jì)效益方面均具有積極的意義?；谏鲜龇治?，展開毛則渠煤炭有限公司2 號(hào)煤頂分層破壞區(qū)下圍巖控制技術(shù)研究，為2 號(hào)煤層下分層回采提供技術(shù)可行、使用可靠、經(jīng)濟(jì)合理的圍巖控制方案，為煤層安全高效開采提供技術(shù)支撐，實(shí)現(xiàn)礦井可持續(xù)發(fā)展。

1 工程概況

毛則渠煤礦202 綜放工作面位于井田內(nèi)一采區(qū)，地面標(biāo)高903～981 m，井下標(biāo)高713~744 m，東鄰保安煤柱，西側(cè)為下山回風(fēng)巷道，南鄰201 綜放工作面（已回采），北側(cè)為實(shí)體煤。工作面東西走向可采長(zhǎng)度1 479 m，南北傾斜長(zhǎng)度128 m。2 號(hào)煤層平均厚度6.5m，煤層屬2 號(hào)強(qiáng)粘性瘦煤，上分層2 m，大部分已采空，局部有煤柱，剩余可采厚度為4.5 m。煤層呈層狀，水平層理，有顯著連續(xù)性，變化不大，屬穩(wěn)定煤層，夾矸0.2~0.4 m，節(jié)理發(fā)育，硬度f=1.7~2.4，對(duì)開采無太大影響。工作面采用綜放開采工藝，采高2.2 m，放頂2.3 m，循環(huán)進(jìn)度0.6 m。工作面直接頂為1~2 m 厚的泥巖和粉砂巖互層、老頂為3~4 m 厚的細(xì)粉砂巖和中砂巖、直接底為泥巖、老底為粉砂巖。

2 頂分層破壞區(qū)下采區(qū)空間數(shù)值模擬研究

2.1 數(shù)值計(jì)算模型建立

對(duì)于頂分層破壞煤層而言，破壞區(qū)的空巷和殘留煤柱會(huì)產(chǎn)生應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)，對(duì)下分層煤層開采過程中礦壓顯現(xiàn)產(chǎn)生重要的影響。因此研究重點(diǎn)應(yīng)放在空巷和煤柱的空間分布及其尺寸大小，因此構(gòu)建理想化模型后，采用FLAC3D模擬軟件進(jìn)行計(jì)算分析。建立不同的煤柱和空巷寬度對(duì)比方案：4 m 煤柱和2 m 空巷、4 m 煤柱和 4 m 空巷、8 m 煤柱和 2 m 空巷、8 m 煤柱和4 m 空巷，主要對(duì)頂分層破壞區(qū)下分層工作面推進(jìn)過程中圍巖應(yīng)力變化情況進(jìn)行分析，從而得出煤柱和空巷尺寸對(duì)下分層工作面的影響。建模時(shí)將2 號(hào)煤層分為上下2 層，上層為破壞區(qū)，下層為實(shí)體煤，上層破壞區(qū)位于模型中部，以對(duì)下分層工作面接近和遠(yuǎn)離上分層破壞區(qū)過程中圍巖應(yīng)力變化情況進(jìn)行分析。數(shù)值計(jì)算模型如圖1 所示。

圖1 理想化數(shù)值計(jì)算模型

2.2 理想化模型結(jié)果分析

當(dāng)煤柱寬度為4 m、空巷尺寸為2 m 時(shí)，下分層工作面推進(jìn)過程中，圍巖應(yīng)力分布情況如圖2 所示。

圖2 下分層工作面推進(jìn)不同距離圍巖應(yīng)力分布云圖

由圖可知，在無上分層破壞區(qū)情況下，下分層工作面正常推進(jìn)過程中，工作面前方應(yīng)力峰值為8MPa；當(dāng)工作面逐步向前推進(jìn)與上分層破壞區(qū)距離較近時(shí)，受上分層破壞區(qū)殘留煤柱壓力的影響，工作面前方應(yīng)力峰值有所增加，達(dá)到10 MPa 左右，當(dāng)下分層工作面通過上分層殘留煤柱區(qū)時(shí)應(yīng)力峰值達(dá)到12MPa；因此，當(dāng)工作面通過破壞區(qū)時(shí)應(yīng)加強(qiáng)工作面兩巷的支護(hù)強(qiáng)度及超前支護(hù)距離；當(dāng)下分層工作面逐步推出上分層破壞區(qū)時(shí)，工作面受殘留煤柱應(yīng)力集中影響減小，工作面前方應(yīng)力變化逐步趨于平緩，基本保持在8~10MPa。

2.3 理想模型對(duì)比方案

為了進(jìn)一步了解上分層空巷及煤柱尺寸對(duì)下分層工作面回采礦壓的影響，將煤柱及空巷尺寸增大進(jìn)行對(duì)比分析。煤柱尺寸不變，將空巷尺寸由2 m 增加為4 m，如圖3（a）所示；空巷尺寸不變，將煤柱尺寸由4 m 增加為 8 m，如圖3（b）所示；煤柱和空巷尺寸同時(shí)增大，空巷尺寸由2 m 增加為4 m，煤柱尺寸由4 m增加為 8 m，如圖 3（c）所示。

圖3 對(duì)比方案模型

由前文分析可知，上分層破壞區(qū)的存在會(huì)對(duì)下分層工作面應(yīng)力分布產(chǎn)生明顯的影響，沿下分層工作面推進(jìn)方向中軸線設(shè)置應(yīng)力監(jiān)測(cè)線，對(duì)不同方案工作面采動(dòng)應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè)，繪制如圖4 所示曲線。

圖4 應(yīng)力分布對(duì)比曲線

由圖4 分析可知，不同對(duì)比方案中，當(dāng)煤柱和空巷尺寸均比較大時(shí)下分層工作面圍巖所承受的應(yīng)力也比較大，其余幾個(gè)方案圍巖應(yīng)力值變化差別相對(duì)較小，具體分析來看，當(dāng)殘留煤柱寬度為4 m 時(shí)，空巷尺寸的增加導(dǎo)致圍巖應(yīng)力的下降，究其原因主要是空巷尺寸的增加可有效緩解下分層工作面應(yīng)力集中程度，然而當(dāng)殘留煤柱尺寸比較大時(shí)，空巷尺寸增加的應(yīng)力集中緩解效應(yīng)并無法得到有效發(fā)揮。綜合分析可知，殘留煤柱尺寸的增加會(huì)導(dǎo)致應(yīng)力集中，空巷尺寸的增加會(huì)緩解應(yīng)力集中，但在殘留煤柱尺寸較大時(shí)，空巷尺寸的增加同樣會(huì)加劇應(yīng)力集中現(xiàn)象，因此還有其他因素對(duì)應(yīng)力分布情況產(chǎn)生影響。當(dāng)殘留煤體尺寸較大時(shí)，除會(huì)導(dǎo)致應(yīng)力集中程度大外，其自身重量較大，因而導(dǎo)致下層煤體所承受的載荷也較大，對(duì)下部承載體強(qiáng)度也提出了更高的要求，此時(shí)較大的空巷空間能釋放較多的應(yīng)力，盡力維護(hù)下部煤層承載體的完整性，區(qū)域應(yīng)力相對(duì)較??；當(dāng)殘留煤體的尺寸較大時(shí)，其自身載荷也相對(duì)較大，在其他條件相同情況下，下部煤體所承受的載荷更大，容易超過其承載極限，對(duì)下層工作面產(chǎn)生影響，在這種情況下，增大空巷尺寸的減壓效應(yīng)與殘留煤體自重效應(yīng)相比，其作用已經(jīng)不甚明顯，因而煤柱尺寸較大的情況下，即使空巷尺寸較大，下分層工作面也會(huì)出現(xiàn)高應(yīng)力。

綜上所述，對(duì)下分層工作面開采應(yīng)力分布影響的主要因素有：殘留煤柱尺寸、空巷尺寸及下層煤體承載體強(qiáng)度。上述因素相互影響、綜合作用，即：其他條件不變，當(dāng)殘留煤柱尺寸越小，對(duì)下分層工作面的影響就越?。幌路謱用后w承載體強(qiáng)度越大，空巷尺寸較大，則會(huì)產(chǎn)生顯著的應(yīng)力釋放，下分層工作面應(yīng)力集中現(xiàn)象可以有效緩解；因此，上分層工作面有破壞區(qū)存在，在進(jìn)行下分層工作面開采時(shí)最不利的條件為：上分層存在較大的殘留煤柱及空巷，而下分層煤體的承載能力還較弱，在該種情況下開采時(shí)，要特別注意采取加強(qiáng)支護(hù)措施。

3 圍巖控制技術(shù)

3.1 工作面頂板控制

圖5 支架工作面布置圖

根據(jù)上述分析及202 綜放工作面工程地質(zhì)情況，選擇懸移頂梁支架對(duì)工作面進(jìn)行支護(hù)，中間架為ZH2600/16/24Z，共 77 架；端頭架為 ZH2600/16/24Z，共5 架（如端頭支架不能與順槽工字鋼頂梁搭接時(shí)，必須采用4 對(duì)8 梁對(duì)兩端頭進(jìn)行支護(hù)）；采面共計(jì)82架。支架工作面布置如圖5 所示。液壓支架技術(shù)特征如表1 所示。

表1 液壓支架技術(shù)特征表

3.2 巷道頂板控制

3.2.1 超前支護(hù)

運(yùn)輸、回風(fēng)順槽超前維護(hù)距離20 m 范圍內(nèi)（距工作面煤壁10 m 范圍內(nèi)支雙排柱，10~20 m 范圍內(nèi)支單排柱），采用超前支護(hù)控制頂板，使用箱型梁+單體柱沿兩順槽超前支護(hù)“一梁三柱”，此范圍內(nèi)兩順槽高度不低于1.8 m。

3.2.2 兩巷支護(hù)

工作面兩巷沿2 號(hào)煤層底板掘進(jìn)，采用梯形斷面，頂寬3 700 mm、底寬4 500 mm、巷高2 600 mm，采用架棚支護(hù)方式。

梯形棚：頂梁長(zhǎng)4 000 mm，棚腿長(zhǎng)2 650 mm，在頂梁與棚腿搭接處焊接擋塊，梯形棚采用12 號(hào)工字鋼，2 架棚為1 組，對(duì)棚支護(hù)，雙梁雙腿，棚距700mm。

金屬網(wǎng)：采用12 號(hào)鐵絲，長(zhǎng)8 m、寬1.2 m 的金屬網(wǎng)鋪滿巷道頂板。

背板：巷道兩幫采用木背板背實(shí)，背板長(zhǎng)1m、寬20 cm、厚3 cm，每隔0.65 m 平鋪在工字鋼梁上。

巷道壓力明顯地段，采用“一梁三柱”支護(hù)，工字鋼梁長(zhǎng)2.65 m，腿為2.65m 成一條直線在巷道中間距幫1.8m 處支護(hù)，對(duì)冒頂、過空、頂板壓力顯現(xiàn)地段采用排架密集支護(hù)；掘進(jìn)工作面遇到頂板破碎、煤層松軟等情況時(shí)，需采取注漿方式對(duì)巷道圍巖進(jìn)行加固。

202 綜放工作面順槽支護(hù)斷面示意圖（圖6）。

圖6 架棚支護(hù)示意圖

4 圍巖控制效果

4.1 工作面懸移支架現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用評(píng)價(jià)

1）支護(hù)強(qiáng)度?，F(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果可知，工作面回采過程中液壓支架出現(xiàn)的最大工作阻力為40 MPa，而ZH2600/16/24Z 支架額定工作阻力為45.3 MPa，并未超過其額定工作阻力，在現(xiàn)有開采技術(shù)條件下仍可保持較好的工作狀態(tài)，能夠滿足工作面回采需求。

2）懸移頂梁支架自身優(yōu)勢(shì)。ZH2600/16/24Z 型支架的總體長(zhǎng)度約為3.2 m，因此對(duì)于下分層開切眼寬度要求較小，對(duì)于頂分層破壞條件下巷道的掘進(jìn)及支護(hù)十分有利。此外，支架的運(yùn)輸及安裝尺寸靈活，無需再對(duì)原有巷道進(jìn)行擴(kuò)刷。支架安裝完成后，抵抗沖擊載荷能力強(qiáng)、受力后穩(wěn)定性可靠，使用過程中無需進(jìn)行調(diào)架，在承受偏載和傾斜推力后，仍可滿足工作面放頂煤使用需求，整體箱式的頂梁結(jié)構(gòu)具有很好的穩(wěn)定性。

4.2 架棚支護(hù)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用評(píng)價(jià)

圖7 巷道圍巖變形曲線

由圖7（a）可知，距離回采工作面25 m 范圍外，巷道頂板下沉量基本維持在35 mm 左右，隨著工作面的推進(jìn)，巷道頂板下沉量開始逐步增加，直至工作面推進(jìn)至該位置，巷道頂板累計(jì)下沉量70 mm 左右。

由圖7（b）可知，巷道兩幫在距離工作面10 m 左右時(shí)，圍巖變形量呈現(xiàn)逐步增大趨勢(shì)，由于受動(dòng)壓影響，回采幫圍巖變形量大于實(shí)體煤幫，直至工作面推進(jìn)至該位置時(shí)，回采幫和實(shí)體煤幫圍巖水平位移量分別為45、41 mm，兩幫累計(jì)移近量為86 mm。頂板及兩幫圍巖變形量均較小，采用梯形鋼棚支護(hù)方式，有效控制了巷道圍巖變形。

5 結(jié) 論

1）安全高效地復(fù)采礦井殘采煤炭資源對(duì)于減少煤炭資源的浪費(fèi)、延長(zhǎng)礦井壽命及提高經(jīng)濟(jì)效益方面均具有積極的意義。

2）對(duì)下分層工作面開采應(yīng)力分布影響的主要因素有：殘留煤柱尺寸、空巷尺寸及下層煤體承載體強(qiáng)度。

3）202 綜放工作面選擇ZH2600/16/24Z 懸移頂梁支架對(duì)工作面進(jìn)行支護(hù)，兩巷采用12 號(hào)工字鋼架棚支護(hù)，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果表明，懸移支架在現(xiàn)有開采技術(shù)條件下仍可保持較好的工作狀態(tài)，架棚支護(hù)后工作面兩巷圍巖變形量較小，實(shí)現(xiàn)了工作面的安全高效回采。