白邦旭

(山西省柳林縣能源局，山西 呂梁 033300)

煤炭資源對(duì)我國經(jīng)濟(jì)發(fā)展具有重要的作用[1-2]。近年來產(chǎn)能需求不斷加大，使部分礦山開始了近距離煤層的回采，帶來了一些問題。在對(duì)這類煤層開采的過程中，下伏煤層回采巷道的穩(wěn)定問題表現(xiàn)尤為突出，為礦山高產(chǎn)高效開采增加了困難[3-5]。這就需要根據(jù)實(shí)際的煤層及巖層條件，研究近距離下伏煤層回采巷道穩(wěn)定性控制問題[6-7]，消除因巷道變形破壞所帶來的不利影響。

在這方面的研究中，王艷斌為解決晉邦德礦近距離煤層巷道變形大的問題，通過理論計(jì)算對(duì)近距離煤層的支護(hù)進(jìn)行了研究，給出了相應(yīng)的支護(hù)優(yōu)化方案[8]；趙洪寶等分析了工作面回采與煤柱應(yīng)力集中情況下產(chǎn)生非對(duì)稱性破壞的機(jī)理與演化規(guī)律[9]；平明亮針對(duì)山西某礦極近距離煤層下層煤5305巷道圍巖變形嚴(yán)重、穩(wěn)定性差的問題，通過對(duì)巷道頂板穩(wěn)定性的分析，提出了巷道在不同頂板厚度下的支護(hù)方案[10]；賈波通過理論計(jì)算和數(shù)值模擬相結(jié)合的方式對(duì)上覆巖層的破壞形式進(jìn)行了研究，得到垮落帶和裂隙帶高度，并研究了巷道開采對(duì)巷道圍巖的應(yīng)力分布特征[11]。這些成果重點(diǎn)分析了煤柱及巷道的破壞與應(yīng)力分布特征，以及巷道常規(guī)支護(hù)方法，但是在下伏煤層回采巷道注漿錨索加固穩(wěn)定性控制方面有待進(jìn)一步研究。

本文以柳林某煤礦近距離煤層為工程背景，深入研究了近距離下伏煤層回采巷道穩(wěn)定性控制技術(shù)，保障了巷道的穩(wěn)定性，實(shí)現(xiàn)了礦山高產(chǎn)高效的開采目標(biāo)。

1 工程概況

某礦主采8號(hào)與9號(hào)煤層，其中8號(hào)煤層厚度2.00～3.10 m，平均厚2.65 m，9號(hào)煤層厚度1.55～3.00 m，平均厚2.17 m，煤層傾角2～8°，兩煤層間距11.45～19.6 m，平均13.05 m，煤巖體綜合柱狀圖見圖1。

圖1 煤巖體綜合柱狀圖

該礦8107工作面主采8號(hào)煤層，其下方為9107工作面，主采9號(hào)煤層，工作面位置關(guān)系見圖2。下伏煤層回采巷道斷面尺寸為寬×高=4.0 m×2.5 m，回采巷道長(zhǎng)450 m。對(duì)于近距離煤層回采，當(dāng)兩煤層間距較小時(shí)，上煤層回采產(chǎn)生的采動(dòng)應(yīng)力易對(duì)下伏煤層回采巷道穩(wěn)定性造成影響，導(dǎo)致巷道圍巖發(fā)生變形甚至破壞。為此，需要根據(jù)近距離煤層實(shí)際工程條件，研究巷道頂板間隔層類型，并提出有效的支護(hù)手段，以保證下煤層回采巷道的穩(wěn)定。

圖2 工作面位置關(guān)系圖

2 下伏煤層巷道頂板破斷類型分析

對(duì)于巷道頂板巖層破斷類型，根據(jù)頂板破壞深度，可分為損傷破斷、裂隙破斷與塊裂破斷3種。其中損傷破斷表明上煤層開采形成的應(yīng)力擾動(dòng)導(dǎo)致底板破裂深度未達(dá)到下伏煤層位置，其間存在一定厚度的穩(wěn)定層，僅受損傷擾動(dòng)；裂隙破斷表明上煤層底板破壞深度即將到達(dá)下煤層位置，整個(gè)裂隙發(fā)展將對(duì)下煤層回采巷道造成一定程度影響；塊裂破斷表明上煤層底板破壞深度已經(jīng)超過下煤層位置，對(duì)整個(gè)煤層穩(wěn)定性造成了嚴(yán)重影響。

為了分析該礦兩煤層間巖層的破斷類型，需要通過理論分析底板巖層的破壞深度，根據(jù)塑性力學(xué)理論，構(gòu)建底板破壞力學(xué)模型，如圖3所示。

圖3 底板破壞深度分析模型

根據(jù)幾何關(guān)系，上煤層底板破壞深度表達(dá)式如下：

(1)

式中：h為底板巖層破壞高度，m；φ為底板巖層內(nèi)摩擦角，°；a為煤柱破壞寬度，m；β為破壞深度垂線與煤柱邊界夾角，°。

令dh/dβ=0，可得：

(2)

結(jié)合公式(1)與(2)得到底板巖層破壞深度：

(3)

根據(jù)極限平衡理論，煤柱破壞寬度表達(dá)式如下：

(4)

式中：m為采高，m；η為三軸應(yīng)力系數(shù)；f為摩擦系數(shù)；k為應(yīng)力集中系數(shù)；H為煤層埋藏深度，m；γ為頂板巖層容重，N/m3；φ1為底板巖層內(nèi)摩擦角，°；C為煤層內(nèi)聚力，MPa。

其中：

(5)

聯(lián)合公式(3)、(4)、(5)，得到底板巖層破壞深度最大值，表達(dá)式如下：

(6)

該礦8號(hào)煤層采高2.65 m，煤層內(nèi)聚力為1.4 MPa，煤層及頂板巖層內(nèi)摩擦角分別為30°與32°，摩擦系數(shù)為0.65，覆巖容重為24 500 N/m3；應(yīng)力集中系數(shù)為4.65，8號(hào)煤層平均埋深300 m，將相關(guān)參數(shù)帶入公式(6)，可得底板巖層最大破壞深度為12.15 m，基本達(dá)到了兩煤層間距，由此判斷煤層間巖層破斷類型為裂隙破斷，破斷結(jié)構(gòu)如圖4所示。

圖4 巖層裂隙破斷結(jié)構(gòu)

通過圖4可以看出，對(duì)于該礦近距離煤層開采，煤層間巖層的破斷類型主要為裂隙破斷，在下煤層頂板裂隙發(fā)育，完整性被一定程度破壞，但是并沒有完全破斷，存在一定的可錨性，為此對(duì)于下煤層回采巷道的穩(wěn)定性控制，可以采用對(duì)頂板巖層進(jìn)行錨注的方法，即采用錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法。

3 支護(hù)參數(shù)優(yōu)化數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模擬方案

為了確定下煤層回采巷道合理的支護(hù)參數(shù)，需對(duì)其支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)選，為此研究采用Flac3D數(shù)值軟件進(jìn)行分析，研究不同支護(hù)方案下巷道位移變化情況。所構(gòu)建的數(shù)值模型長(zhǎng)×寬×高=360 m×70 m×90 m，在模型兩側(cè)設(shè)置50 m邊界寬度來避免邊界效應(yīng)的影響，劃分為37 890個(gè)單元，在模型頂部施加約12.5 MPa的載荷等效上覆巖層容重，數(shù)值模擬用巖體力學(xué)參數(shù)見表1。研究針對(duì)現(xiàn)場(chǎng)巷道情況，共設(shè)置4種支護(hù)方案，見表2。

表1 巖體力學(xué)參數(shù)

表2 模擬支護(hù)方案

3.2 數(shù)值結(jié)果分析

方案1巷道位移變化情況見圖5。巷道頂板最大垂直位移約為75 mm，底板最大垂直位移約為46 mm，頂板位移變化高于底板，整體位移相對(duì)較??；巷道兩幫水平位移：左幫水平位移約為79 mm，右?guī)退轿灰萍s為84 mm。

方案2巷道位移變化情況見圖6。巷道頂板最大垂直位移約為78 mm，底板最大垂直位移約為49 mm，頂板位移變化依然高于底板，整體位移相對(duì)較??；對(duì)于巷道兩幫水平位移：左幫水平位移約為82 mm，右?guī)退轿灰萍s為87 mm。

方案3巷道位移變化情況見圖7。巷道頂板最大垂直位移約為98 mm，底板最大垂直位移約為67 mm，頂板位移變化依然高于底板，整體位移相對(duì)較大；對(duì)于巷道兩幫水平位移：左幫水平位移約為105 mm，右?guī)退轿灰萍s為99 mm。

方案4巷道位移變化情況見圖8。巷道頂板最大垂直位移約為128 mm，底板最大垂直位移約為88 mm，頂板位移變化依然高于底板，整體位移繼續(xù)加大；對(duì)于巷道兩幫水平位移：左幫水平位移約為124 mm，右?guī)退轿灰萍s為122 mm。整體水平位移較大。

圖5 方案1巷道位移變化情況

圖6 方案2巷道位移變化情況

圖7 方案3巷道位移變化情況

圖8 方案4巷道位移變化情況

不同方案巷道位移變化對(duì)比情況見圖9。對(duì)于方案1與方案2，巷道位移整體變化不大；通過對(duì)比方案2與方案3，巷道頂板位移分別增加20.4%與26.8%，巷道兩幫位移分別增加21.9%與12.1%；通過方案2與方案4對(duì)比，巷道頂板位移分別增加39.1%與44.3%，巷道兩幫位移分別增加33.9%與28.7%.綜合巷道支護(hù)成本與巷道控制效果兩方面考慮，確定方案2為最優(yōu)，即錨桿間排距為750 mm×750 mm。

4 下煤層巷道穩(wěn)定性控制方法

通過前述研究，對(duì)于下煤層回采巷道的穩(wěn)定性控制主要采取錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法。對(duì)于巷道頂板位置，采取錨桿與注漿錨索間隔布置方式，其中錨桿間排距為750 mm×750 mm，長(zhǎng)度2.5 m，直徑20 mm，采取與巷道頂板垂直布置方式，注漿錨索間排距850 mm×850 mm，錨索長(zhǎng)5 800 mm，直徑22 mm，同樣采取與巷道頂板垂直布置方式，在頂板每排共布置4根錨桿與3根錨索。對(duì)于巷道兩幫位置，每次打4根錨桿，間排距750 mm×750 mm，長(zhǎng)度2.5 m，直徑20 mm，采取與巷道壁面垂直布置方式，錨桿間采用W型鋼帶連接，頂板注漿錨索采用工字鋼連接，漿體水灰比為0.7∶1，注漿壓力3.7 MPa，巷道斷面支護(hù)形式見圖10。

圖9 不同方案巷道位移變化對(duì)比圖

圖10 巷道斷面支護(hù)圖(mm)

5 巷道變形控制效果分析

為驗(yàn)證提出的下煤層回采巷道穩(wěn)定性控制效果，研究在9號(hào)煤層9105運(yùn)巷進(jìn)行了試驗(yàn)，通過選擇巷道變形較大地段進(jìn)行錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)，并在巷道頂?shù)装寮皟蓭筒贾帽O(jiān)測(cè)點(diǎn)(圖11)，隨著回采工作面推進(jìn)，對(duì)巷道變形情況進(jìn)行監(jiān)測(cè)。

巷道位移監(jiān)測(cè)結(jié)果見圖12。隨著工作面推進(jìn)，監(jiān)測(cè)巷道頂?shù)装寮皟蓭臀灰普w表現(xiàn)為“S”形增長(zhǎng)趨勢(shì)。當(dāng)工作面距離監(jiān)測(cè)點(diǎn)約30 m時(shí)，巷道整體變形趨于穩(wěn)定，此時(shí)，頂板最大下沉量約為74 mm，底板最大底鼓量約為77 mm，兩幫最大移近量約為50 mm，巷道整體位移變化較小，變形量與數(shù)值分析中方案2巷道變形量較為接近。通過現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)，采用錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法，可有效控制下煤層回采巷道的穩(wěn)定性，保障了工作面安全回采。

圖11 監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置圖

圖12 巷道位移監(jiān)測(cè)曲線圖

6 結(jié) 語

1) 通過計(jì)算分析底板巖層破壞深度，得到破壞深度值為12.15 m，確定下煤層回采巷道頂板破壞類型為裂隙破斷，對(duì)裂隙破斷區(qū)需要加強(qiáng)支護(hù)，以保障巷道的穩(wěn)定性。

2) 通過對(duì)巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行模擬分析，綜合考慮巷道支護(hù)成本與控制效果，確定錨桿排間距為750 mm×750 mm時(shí)支護(hù)效果最佳，此時(shí)，巷道頂?shù)装寮皟蓭妥畲笪灰屏糠謩e為78 mm、49 mm、82 mm與87 mm，整體變形量較小，可有效保障巷道的穩(wěn)定性。

3) 通過現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)與監(jiān)測(cè)，巷道變形表現(xiàn)為“S”形增長(zhǎng)趨勢(shì)，隨工作面推進(jìn)，巷道變形趨于穩(wěn)定后，頂板最大下沉量約為74 mm，底板最大底鼓量約為77 mm，兩幫最大移近量約為50 mm，巷道變形得到了良好的控制。