蔡維山

(寧夏煤礦設(shè)計(jì)研究院有限責(zé)任公司，寧夏 銀川 750004)

極近距離煤層在我國煤炭資源中占很大比例，如神東礦區(qū)、大同礦區(qū)、淮南礦區(qū)等[1]。由于上下煤層之間的距離很近，上煤層開采后對(duì)下煤層頂板造成一定程度破壞，又由于上煤層開采后遺留的區(qū)段煤柱在底板形成應(yīng)力集中，使得極近距離下部煤層回采巷道的合理布置及支護(hù)成為生產(chǎn)中的一個(gè)難題[2-4]。

本文以某煤礦13號(hào)煤層開采為研究對(duì)象，對(duì)上位煤層開采后對(duì)底板的破壞深度進(jìn)行了研究，以分段支護(hù)的原則，提出對(duì)應(yīng)支護(hù)方案，并對(duì)8301工作面軌道運(yùn)輸巷掘進(jìn)過程中的頂?shù)装逡平俊蓭妥冃瘟窟M(jìn)行監(jiān)測(cè)，以期達(dá)到控制巷道圍巖穩(wěn)定的目的，為同類型煤礦的開采提供借鑒依據(jù)。

1 工程概況

該煤礦井田面積為11.702 4 km2，開采侏羅系大同組8～13號(hào)煤層，生產(chǎn)規(guī)模為120萬t/a.目前8號(hào)煤層已基本開采完畢，12號(hào)煤層僅剩1120北盤區(qū)正在生產(chǎn)，礦井需向13號(hào)煤層延深開拓。

12號(hào)煤層：上距11-2號(hào)層間距0.20～16.40 m，平均9.49 m，大部可采且較穩(wěn)定，煤層厚度1.00～4.14 m，平均2.11 m，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，屬穩(wěn)定煤層，頂板為炭質(zhì)泥巖、粉砂巖，底板為粉砂巖。13號(hào)煤層：上距12號(hào)煤層層間距0.37～14.26 m，平均5.64 m，煤層西厚東薄，煤層厚度0.30～3.84 m，平均1.61 m，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，含一層或不含夾矸，頂板受采動(dòng)影響，穩(wěn)定性一般，頂板為粉砂巖，底板為中砂巖、細(xì)砂巖。煤巖層綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖層綜合柱狀圖

2 上煤層底板破壞深度研究

2.1 上煤層底板破壞深度現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)

為研究12號(hào)煤層采動(dòng)后對(duì)底板的破壞情況，采用鉆孔窺視的方法對(duì)其進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，由于下煤層還沒有開采，本次選取8210工作面11210膠帶運(yùn)輸巷進(jìn)行觀測(cè)，11210膠帶運(yùn)輸巷為該工作面的復(fù)用沿空留巷。本次以開切眼取900m為觀測(cè)段，每150 m布置一組鉆孔，每組布置2個(gè)鉆孔，共12個(gè)鉆孔。鉆孔直徑42 mm，孔深10 m，每組分別距采空區(qū)側(cè)0.5m垂直布置1個(gè)鉆孔，距煤柱側(cè)0.5m垂直布置1個(gè)鉆孔，測(cè)站布置如圖2所示。

圖2 測(cè)站布置示意(m)

觀測(cè)結(jié)果分析得出，底板圍巖破壞產(chǎn)生有縱向裂隙、橫向裂隙、縱橫交錯(cuò)破碎區(qū)域，靠近煤柱側(cè)的底板平均破壞深度大于采空區(qū)側(cè)，圍巖破碎程度隨深度增加逐漸減小，在0～2.0 m處圍底板巖破碎最為嚴(yán)重，底板最大損傷深度為3.42 m.

2.2 上煤層底板破壞深度理論計(jì)算

工作面煤層開采后將形成支承壓力，力學(xué)模型如圖3所示。由圖3可以看出，隨著工作面的推進(jìn)，支承壓力不斷移動(dòng)，當(dāng)I區(qū)域巖體承受的應(yīng)力超過極限強(qiáng)度時(shí)，該區(qū)域巖體將應(yīng)力傳遞給II區(qū)域，II區(qū)域巖體受到擠壓作用時(shí)將應(yīng)力傳遞到III區(qū)域，對(duì)底板造成一定范圍的破壞，其中e點(diǎn)為破壞的最深點(diǎn)，最終破壞點(diǎn)會(huì)形成一條近似平行的破壞線[5]。

圖3 底板破壞力學(xué)模型

根據(jù)滑移線場(chǎng)理論[5]可計(jì)算底板最大破環(huán)深度hσ：

(1)

式中：M為采厚，取2.11 m；k為應(yīng)力集中系數(shù)，取3.5；γ為上覆巖層平均容重，取25 kN/m3；H為采深，取250 m；C為煤體內(nèi)聚力，取1.50 MPa；φ為煤體內(nèi)摩擦角，取25°；f為摩擦系數(shù)，取0.28；ζ為三軸應(yīng)力系數(shù)；pi為支架對(duì)煤幫的支承力，取0；φf為底板內(nèi)摩擦角，取35°.

將上述參數(shù)帶入式(1)計(jì)算得，hσ=3.1 m，可見理論計(jì)算結(jié)果與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)基本吻合。

3 下煤層回采巷道圍巖控制方案

由現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和理論計(jì)算結(jié)果可知，12號(hào)煤層開采后已對(duì)13號(hào)煤層部分頂板造成破壞，巷道支護(hù)時(shí)應(yīng)考慮錨桿在破碎圍巖中的錨固性。

對(duì)于極近距離煤層，位于采空區(qū)下方的回采巷道，可以采用的支護(hù)方式主要有架棚支護(hù)和錨桿支護(hù)。當(dāng)層間距較大時(shí)，因與棚式支護(hù)相比，錨桿支護(hù)有許多優(yōu)點(diǎn)，所以目前優(yōu)先采用錨桿支護(hù)；當(dāng)層間距較小時(shí)，由于頂板采用傳統(tǒng)的樹脂錨固錨桿無法在破裂(碎)圍巖中或采空區(qū)內(nèi)有效錨固，目前主要采用架棚支護(hù)。綜合理論分析和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況，對(duì)13號(hào)煤層巷道進(jìn)行分段支護(hù)，將分段支護(hù)范圍按層間距定為：小于2.5 m的巷道、2.5～5.5 m的巷道、與5.5 m以上的巷道，對(duì)這三種層間距的巷道分段進(jìn)行支護(hù)。

13號(hào)煤層回采巷道為矩形巷道，沿煤層頂板掘進(jìn)，巷道凈斷面尺寸為3 800 mm×2 400 mm.

3.1 支護(hù)方案的確定

1) 層間距2.5 m以下巷道支護(hù)方案。由于其層間距較小及頂板較破碎，錨桿長(zhǎng)要小于層間距厚度0.3 m，否則錨桿眼易“穿通”頂板，錨桿錨固性差，為安全起見，必須加強(qiáng)支護(hù)。

支護(hù)方式及參數(shù)為：拱部選用11號(hào)礦用工字鋼，鋼棚排距500 mm，工字鋼梁長(zhǎng)3 600 mm，單體支柱間排距為3 200 mm×500 mm.頂網(wǎng)采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網(wǎng)，鋼筋網(wǎng)采用D6 mm鋼筋加工，網(wǎng)孔100 mm×100 mm.

幫部錨桿規(guī)格為D18 mm×1 800 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，間排距800 mm×800 mm；錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板；錨桿藥卷規(guī)格以及數(shù)量為CK2360×2；幫網(wǎng)采用1 000 mm×2 000 mm的10號(hào)鐵絲菱形金屬網(wǎng)。

2) 層間距2.5～5.5 m巷道支護(hù)方案。對(duì)層間距大于2.5～5.5 m的回采巷道，拱部錨桿規(guī)格為D18 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，錨固方式為加長(zhǎng)錨固，間排距為800 mm×800 mm，頂板的錨桿藥卷規(guī)格以及數(shù)量為CK2360×2；錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板；鋼筋梯子梁采用D14 mm圓鋼筋加工；選用11號(hào)礦用工字鋼，鋼棚排距800 mm，工字鋼梁長(zhǎng)3 600 mm，棚腿2 300 mm.頂網(wǎng)采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網(wǎng)，鋼筋網(wǎng)采用D6 mm鋼筋加工，網(wǎng)孔100 mm×100 mm.

兩幫支護(hù)形式和規(guī)格同2.5 m以下的巷道。

3) 層間距5.5 m以上巷道支護(hù)方案。對(duì)層間距大于5.5 m的回采巷道，拱部采用錨網(wǎng)索支護(hù)，設(shè)計(jì)頂鋼筋梯子梁組合，錨桿規(guī)格為D18 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，錨固方式為加長(zhǎng)錨固，間排距為800 mm×800 mm，頂板的錨桿藥卷規(guī)格以及數(shù)量為CK2360×2；錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板；鋼筋梯子梁采用D14 mm圓鋼筋加工；拱部采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網(wǎng)，鋼筋網(wǎng)采用D6 mm鋼筋加工，網(wǎng)孔100 mm×100 mm.同時(shí)對(duì)巷道采用D15.24 mm×5 000 mm鋼絞線錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，錨索間排距為2 000 mm×2 400 mm；錨索托盤采用規(guī)格為300 mm×300 mm×10 mm的Q235鋼托板，用CK2360型樹脂錨固劑3卷，錨索初錨力不小于100 kN.

兩幫支護(hù)形式和規(guī)格同2.5 m以下的巷道。

3.2 支護(hù)方案數(shù)值模擬分析

通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)上述方案的合理性進(jìn)行了驗(yàn)證，結(jié)果表明回采巷道在上述方案的支護(hù)下，圍巖變形量較小，對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性控制效果明顯，能滿足實(shí)際生產(chǎn)需求。

1) 層間距2.5 m以下支護(hù)方案模擬結(jié)果：垂直應(yīng)力在頂板發(fā)育成拱形，垂直最大應(yīng)力發(fā)生在兩幫1.5 m處，為10.1 MPa；通過垂直位移得到頂板最大下沉量為46 mm，最大底鼓量為23 mm；水平最大應(yīng)力發(fā)生在幫角處，為7.6 MPa；通過水平位移得到左幫最大水平位移為32 mm，右?guī)妥畲笏轿灰茷?5 mm.模擬結(jié)果如圖4所示。

圖4 層間距2.5 m以下支護(hù)方案模擬圖

2) 層間距2.5～5.5 m支護(hù)方案模擬結(jié)果：垂直最大應(yīng)力發(fā)生在兩幫1.5 m處，為12.1 MPa；通過垂直位移得到頂板下沉量為61 mm，底鼓量為25 mm；水平最大應(yīng)力發(fā)生在幫角處，為10.8 MPa；通過水平位移得到左幫最大水平位移為36 mm，右?guī)妥畲笏轿灰茷?3 mm.模擬結(jié)果如圖5所示。

圖5 層間距2.5～5.5 m支護(hù)方案模擬圖

3) 層間距5.5 m以上支護(hù)方案模擬結(jié)果：垂直最大應(yīng)力發(fā)生在頂部0.5 m處，為15.9 MPa；通過垂直位移得到頂板最大下沉量為56 mm，下沉范圍在頂板的0～1 m處，最大底鼓量為28 mm；水平最大應(yīng)力發(fā)生在幫角處，為11.6 MPa；通過水平位移得到左幫最大變形量為36 mm，右?guī)妥畲笞冃瘟繛?6 mm.模擬結(jié)果如圖6所示，監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖7所示。

圖6 層間距5.5 m以上支護(hù)方案模擬圖

圖7 回采巷道圍巖變形量

4 工程實(shí)踐

8301工作面為13煤層首采工作面，選擇其軌道運(yùn)輸巷掘進(jìn)過程中巷道的圍巖變形量進(jìn)行了38 d的監(jiān)測(cè)，分別在層間距2.5 m以下、層間距2.5～5.5 m、層間距5.5 m以上的區(qū)段各布置一個(gè)測(cè)站，監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示，在2.5 m以下的區(qū)段，頂?shù)装逡平繛?3 mm，兩幫移近量為46 mm；在2.5～5.5 m，頂?shù)装遄畲笠平繛?2 mm，兩幫移近量為49 mm；在5.5 m以上的區(qū)段，頂?shù)装遄畲笠平繛?6 mm，兩幫移近量為55 mm.綜上所述，本次監(jiān)測(cè)段內(nèi)，回采巷道頂?shù)装遄畲笠平繛?6 mm，兩幫移最大近量為55 mm，巷道圍巖整體處于穩(wěn)定狀態(tài)，支護(hù)效果較好。

5 結(jié) 語

1) 通過現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和理論分析得出12煤層開采后對(duì)底板的最大破壞程度為3.42 m，煤柱側(cè)破壞深度高于采空區(qū)側(cè)，底板圍巖破壞范圍內(nèi)裂隙縱橫交錯(cuò)，在層間距較小的區(qū)段，下煤層回采巷道支護(hù)時(shí)應(yīng)充分考慮錨桿在破碎圍巖中的錨固性。

2) 下煤層回采巷道按層間距2.5 m以下、2.5～5.5 m、5.5 m以上進(jìn)行分段支護(hù)，通過數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，巷道頂?shù)装遄畲笠平繛?24 mm，兩幫移近量為67 mm，圍巖整體變形量較小，支護(hù)效果明顯，可為同類型煤礦開采提供借鑒。