魏昌彪

（山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)有限公司，山西 太原 030024）

引言

煤炭資源在我國(guó)一次能源消耗中占據(jù)極大的比重，其作為我國(guó)工業(yè)生產(chǎn)的重要支柱，在國(guó)民經(jīng)濟(jì)生產(chǎn)中十分重要。據(jù)統(tǒng)計(jì)，2020 年我國(guó)煤炭資源的消耗在我國(guó)一次能源消耗中占比接近6 成，且在未來很久一段時(shí)間內(nèi)，煤炭資源仍是我國(guó)發(fā)展的重要保障。在煤炭資源的開采過程中，由于煤層覆存條件較為復(fù)雜，煤層厚度大不相同，所以在進(jìn)行礦井開采過程中需要選定適合的掘進(jìn)方式及支護(hù)方案[1-2]。煤層間距是影響煤層開采方式選擇的重要因素，當(dāng)煤層間距大時(shí)，此時(shí)下煤層開采不會(huì)受到上煤層開采的擾動(dòng)，但當(dāng)煤層間距較小時(shí)，此時(shí)上煤層的開采將直接影響下煤層巷道頂板的穩(wěn)定性，造成下煤層巷道失穩(wěn)，支護(hù)難度較大[3-4]。因此研究近距離煤層回采巷道的布置方式及圍巖控制方案十分有意義。本文通過數(shù)值模擬結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)對(duì)回采巷道布設(shè)及支護(hù)方案的優(yōu)化進(jìn)行研究，為礦井高效、安全開采做出一定的貢獻(xiàn)。

1 理論分析及背景介紹

某礦5302 工作面作為5 號(hào)煤層的綜放工作面，工作面標(biāo)高為+567～+618 m。5 號(hào)煤層與4 號(hào)煤層的煤層間距為0.7～1.3 m，煤層平均距離值為1.05 m；5 號(hào)煤層的平均煤厚度4.2 m，煤層傾角為2°～8°。各煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)

近距離煤層在上煤層開采結(jié)束后，此時(shí)下煤層開采將會(huì)受到較大程度的影響，在一定區(qū)域內(nèi)會(huì)形成新的應(yīng)力分布，此時(shí)高應(yīng)力與低應(yīng)力區(qū)數(shù)值差值較大。當(dāng)煤層開采結(jié)束后，此時(shí)的煤巖結(jié)構(gòu)的自身穩(wěn)定性得到破壞，形成新的壓應(yīng)力區(qū)域。為了解決下煤層巷道穩(wěn)定性問題，對(duì)下煤層巷道的布置形式進(jìn)行研究，目前常見的下煤層巷道的布置形式可分為三種，分別為重疊布置、外錯(cuò)布置及內(nèi)錯(cuò)布置。三種布置方式各有優(yōu)劣，三種近距離煤層巷道布置示意圖如1 所示。

如圖1 所示，三種下煤層巷道的布置形式各有利弊，內(nèi)錯(cuò)方式進(jìn)行布置時(shí)，此時(shí)的巷道處于應(yīng)力降低區(qū)范圍，圍巖受力變形較小，巷道支護(hù)難度小，但此時(shí)需要加大煤柱的留設(shè)寬度，造成資源的浪費(fèi)。外錯(cuò)巷道的優(yōu)點(diǎn)在于其留設(shè)煤層寬度較小，可以極大提升煤炭的采出率，但其巷道處于高應(yīng)力環(huán)境中，此時(shí)的巷道應(yīng)力環(huán)境較差，巷道圍巖成本及支護(hù)難度較大。重疊布置的優(yōu)缺點(diǎn)介于內(nèi)錯(cuò)布置與外錯(cuò)布置之間。為了在提升巷道穩(wěn)定性的同時(shí)，盡量增加煤炭的采出率，在綜合對(duì)比三種巷道布設(shè)形式后，提出在工作面采空區(qū)下方進(jìn)行巷道布置，選定內(nèi)錯(cuò)同向的形式，沿著相同方向布設(shè)兩條巷道，通過改變內(nèi)錯(cuò)方位，確保巷道處于低應(yīng)力環(huán)境區(qū)域。解決了反向內(nèi)錯(cuò)的弊端，提升巷道布置的靈活性。

圖1 下煤層巷道布設(shè)方式

2 數(shù)值模擬分析及支護(hù)研究

對(duì)下煤層巷道合理布設(shè)位置進(jìn)行數(shù)值模擬研究，利用FLAC3D 數(shù)值模擬軟件進(jìn)行模型的建立及運(yùn)算。模型的尺寸大小為645 m×100 m×70 m，對(duì)模型進(jìn)行網(wǎng)格劃分，劃分后共計(jì)326 800 個(gè)單元及344 097 個(gè)節(jié)點(diǎn)。對(duì)巷道的應(yīng)力環(huán)境進(jìn)行設(shè)置，巷道的最大水平主應(yīng)力為5 MPa，最小水平主應(yīng)力為3.2 MPa，根據(jù)覆巖的自重，設(shè)定巷道的垂直應(yīng)力為4.95 MPa，固定模型前后左右及下端部位移，設(shè)定為鉸接節(jié)點(diǎn)。對(duì)模型進(jìn)行模擬計(jì)算。工作面回采后煤柱的應(yīng)力分布云圖及煤柱支撐壓力曲線如圖2 所示。

圖2 工作面回采后煤柱的應(yīng)力分布云圖及煤柱支撐壓力曲線

從圖2 中可以看出，在對(duì)工作面進(jìn)行回采過程中，此時(shí)原有的應(yīng)力環(huán)境被改變，巷道不同位置的圍巖應(yīng)力進(jìn)行重新分布，在上部煤層開采后此時(shí)的采空區(qū)下部底板位置應(yīng)力釋放，出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)域。與此同時(shí)此時(shí)的下煤層受到采空區(qū)的壓力作用，使得在回采空間靠近煤柱側(cè)的位置出現(xiàn)應(yīng)力集中，并沿著煤層向著巷道的底板深部逐步轉(zhuǎn)移。在回采作業(yè)過程中，應(yīng)力環(huán)境重新分布，此時(shí)的應(yīng)力最大值為23.16 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到4.6，同時(shí)應(yīng)力最大值區(qū)域逐步向著煤柱邊緣位置轉(zhuǎn)移，隨著采掘作業(yè)的不斷推進(jìn)，此時(shí)巷道的整體應(yīng)力呈現(xiàn)降低的趨勢(shì)，最終回歸原巖應(yīng)力。在距離上煤層工作面采空區(qū)邊緣約10 m 的位置，此時(shí)的垂直應(yīng)力達(dá)到12.19 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.5?？梢钥闯鲈谙锏缿?yīng)力集中區(qū)域，由于應(yīng)力集中系數(shù)較大，使得煤柱的結(jié)構(gòu)強(qiáng)度有所減弱，支護(hù)難度較大。

對(duì)底板應(yīng)力分布特征進(jìn)行分析，兩個(gè)工作面回采后采空區(qū)側(cè)的底板煤層應(yīng)力分布如圖3 所示。

圖3 底板煤層應(yīng)力分布圖

從圖3 可以看出，在兩個(gè)工作面開采過程中，當(dāng)凈煤柱的寬度為0 時(shí)，此時(shí)的煤柱承受的支撐壓力呈現(xiàn)逐步增大的趨勢(shì)，最大的垂直應(yīng)力可以達(dá)到27.87 MPa，此時(shí)的應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到5.63。在煤柱底板的應(yīng)力影響范圍內(nèi)，支撐壓力呈現(xiàn)出一定的應(yīng)力集中現(xiàn)象，在左右兩側(cè)的壓力值分別為20.38 MPa和20.04 MPa。同時(shí)在兩個(gè)工作面進(jìn)行回采過程中，由于采動(dòng)影響，使得煤柱的垂直下方的應(yīng)力分布進(jìn)行重新分布，此時(shí)的應(yīng)力集中范圍明顯大于上煤層遺留煤柱寬度，所以在此位置極易出現(xiàn)過載的失穩(wěn)情況，應(yīng)當(dāng)加強(qiáng)支護(hù)。

本文的支護(hù)方案選定為采用錨網(wǎng)鋼帶配合及礦工鋼棚聯(lián)合支護(hù)方案，具體支護(hù)形式如下：頂板選用鋼帶、架棚及錨網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，頂板錨桿選用Φ18 mm×1 000 mm 的高強(qiáng)左旋螺紋錨桿，采用五五布置形式，錨桿間排距為0.9 m×1 m。幫部采用11 號(hào)礦工鋼棚及錨網(wǎng)梁進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)，錨桿采用Φ18 mm×160 mm 的玻璃錨桿，采用二二布置形式，錨桿間排距為1.2 m、1 m。具體支護(hù)斷面圖見下頁圖4。通過現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證發(fā)現(xiàn)，設(shè)計(jì)的支護(hù)方案能夠有效控制巷道的圍巖變形，保證工作面的穩(wěn)定性，支護(hù)方案可行。

3 結(jié)論

1）通過對(duì)下煤層巷道重疊布置、外錯(cuò)布置及內(nèi)錯(cuò)布置優(yōu)缺點(diǎn)進(jìn)行分析，提出在工作面采空區(qū)下方進(jìn)行巷道布置，選定內(nèi)錯(cuò)同向的形式。

2）通過數(shù)值模擬分析，對(duì)近距離煤層巷道圍巖垂直應(yīng)力分布情況進(jìn)行研究，為后續(xù)支護(hù)方案的選定打下基礎(chǔ)。

3）通過分析工程實(shí)際，給出了錨網(wǎng)鋼帶配合及礦工鋼棚聯(lián)合支護(hù)方案，經(jīng)過驗(yàn)證確定了支護(hù)方案的可行性。