朱利軍

（山西汾西礦業(yè)（集團） 有限責(zé)任公司賀西煤礦，山西 呂梁 033000）

0 引言

近距離煤層開采在目前我國煤炭開采中屬高難度開采工作，其特殊的地理構(gòu)造致使在鄰近煤層開采過程中容易受到疊加應(yīng)力場影響[1]。通常認(rèn)定層間距在10 m 以內(nèi)的煤層為近距離煤層，在開采時鄰近煤層頂?shù)装鍑鷰r均會發(fā)生改變，致使其發(fā)生破壞及穩(wěn)定性降低等現(xiàn)象[2-5]。另外，近距離煤層開采時，對下煤層巷道掘進時需加強對瓦斯及上煤層采空區(qū)積水監(jiān)測，確保巷道安全穩(wěn)定掘進[6]。上覆采空區(qū)遺留煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象會對下煤層頂板造成疊加應(yīng)力顯現(xiàn)，圍巖變形量增大，控制難度加大，據(jù)此，張弘弦[7]針對云岡近距離煤層開采設(shè)計不同層距以避免應(yīng)力集中現(xiàn)象。張曉良[8]針對現(xiàn)有近距離煤層回采巷道支護方案綜合分析，提出采用高強度錨桿、索及金屬網(wǎng)聯(lián)合支護方案并且成功應(yīng)用于井下。石偉等[9]針對沙坪礦分煤層巷道應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)頂板下沉、幫鼓、底鼓等現(xiàn)象，采用“錨網(wǎng)噴+鋼棚+注漿補強支護”的方案，對應(yīng)力集中區(qū)補強效果明顯，巷道穩(wěn)定性增大。戴文祥等[10]針對塔山煤礦近距離煤層，研究上覆煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象在底板傳遞特征，提出合理煤柱寬度優(yōu)化設(shè)計，并采用“錨網(wǎng)索+鋼帶”聯(lián)合支護方式控制圍巖變形。針對近距離煤層上下分層巷道布置位置，王志強[11-13]等提出內(nèi)錯、外錯布置，避免巷道處于應(yīng)力集中區(qū)域，通過合理內(nèi)、外錯距布置于應(yīng)力降低區(qū)，保證巷道穩(wěn)定。以上學(xué)者針對近距離煤層巷道合理布置位置進行優(yōu)化設(shè)計，通過層間距、空間位置等綜合設(shè)計了較為完善的近距離煤層巷道位置布置方案。然而，合理優(yōu)化后巷道仍會處于一定的應(yīng)力擾動范圍內(nèi)，因此需要針對合理布置后的巷道進行支護參數(shù)優(yōu)化設(shè)計，本文根據(jù)賀西煤礦近距離煤層下分層開采時，位于采空區(qū)下孤島工作面運輸巷變形破壞，進行支護優(yōu)化設(shè)計。

1 概況

1.1 地質(zhì)條件

賀西煤礦位于山西省河?xùn)|煤田中段，離柳礦區(qū)西南部，柳林縣城東南15 km 左右，行政區(qū)劃屬呂梁市柳林縣陳家灣鄉(xiāng)，位于陳家灣鄉(xiāng)賀家社村西部。井田東西長約4.8 km，南北寬4.6 km，面積18.908 km2。

運輸巷為矩形斷面，巷寬5.2 m，巷高3.2 m。布置于4 號煤層內(nèi)，沿頂板掘進。運輸巷空間位置如圖1所示。

圖1 運輸巷空間位置示意Fig.1 Spatial location of transportation roadway

3、4 號煤層間距10 m，之間穿過砂質(zhì)泥巖、中粒砂巖，含較薄夾矸，4 號煤運輸巷內(nèi)錯2 倍巷寬布置于3 號煤采空區(qū)下。

1.2 巷道圍巖破壞狀況

4 號煤層在上煤層回采過程中，由于應(yīng)力重新分布，致使上煤層采空區(qū)下方煤層均被塑化壓實，在回采4 號煤層時煤層松軟破碎，巷道破壞嚴(yán)重。運輸巷埋深約為435 m，其位于上煤層采空區(qū)下方，呈2 倍巷寬內(nèi)錯布置，由于上煤層回采，4 號煤運輸巷掘進過程中掉皮、掉渣現(xiàn)象明顯，對掘進與維護造成較大阻礙。

運輸巷局部地區(qū)由于采空區(qū)劇烈來壓傳遞，導(dǎo)致頂板松軟破碎、錨桿索崩落，增加了維護巷道穩(wěn)定的難度。由于運輸巷頂板為砂質(zhì)泥巖，且位于塑化煤體上方，為4 號煤直接頂，巖性較軟，在掘進途中頂板頻發(fā)冒頂現(xiàn)象。

綜上，運輸巷掘進完畢且噴漿支護完畢后，局部頂板及兩幫災(zāi)害頻發(fā)，變形量呈增大趨勢。

1.3 運輸巷原支護方式

頂錨桿采用φ22 mm×2 400 mmSMG500#高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，采用高強錨桿螺母M24×3，矩形布置，間距950 mm，排距1 000 mm，每排支6 根，角錨桿角度不小于75°。幫錨桿采用φ22 mm×2 400 mmSMG500#高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，采用高強錨桿螺母M24×3，矩形布置，間距850 mm，排距1 000 mm，每排左右兩幫各支護4 根，最上方1 根幫錨桿距頂板200 mm 處向上傾斜15°施工，中間2 根錨桿水平施工，最下方1 根幫錨桿距底板400 mm 處向下傾斜5°施工。錨索采用φ21.8 mm×6 300 mm（1×19股） 高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，間距1 200 mm、排距2 000 mm。

采用上述支護方案后，運輸巷圍巖仍發(fā)生了較為嚴(yán)重的變形，且修護困難，對圍巖穩(wěn)定性控制效果欠佳。

2 運輸巷破壞情況數(shù)值模擬

2.1 建立模型

根據(jù)礦井設(shè)計資料，對賀西礦3、4 號煤層及巷道進行局部建模，模型長200 m，寬5 m，高60 m，巷道斷面為矩形，巷道穿過砂質(zhì)泥巖，頂?shù)装鍨樯百|(zhì)泥巖和泥巖。模型兩邊與底部固支，上邊界施加均布載荷，施加10.32 MPa 壓應(yīng)力，側(cè)壓系數(shù)按1.2 取值，重力加速度取10 m/s2，根據(jù)賀西礦實際開采情況，模擬采空區(qū)下巷道破壞的情況，直至平衡。

2.2 初始巷道開挖分析

根據(jù)現(xiàn)場觀測結(jié)合數(shù)值模擬，對運輸巷開挖后破壞情況進行分析。

開挖巷道埋深為-410 m，垂直方向施加11.825 MPa 的均布載荷，水平方向施加14.19 MPa的均布載荷，施加重力場后進行開挖分析。初始開挖后巷道垂直應(yīng)力分布如圖2所示，巷中垂直應(yīng)力監(jiān)測曲線如圖3所示，巷道圍巖塑性區(qū)破壞如圖4所示。

圖3 巷中垂直應(yīng)力監(jiān)測曲線Fig.3 Vertical stress monitoring curve in the middle of roadway

圖4 巷道圍巖塑性區(qū)破壞Fig.4 Plastic zone failure of roadway surrounding rock

由圖2可知，在4 號煤運輸巷掘進途中，其頂?shù)装逄幱趹?yīng)力降低區(qū)，由于掘進受到一次擾動，且頂板巖性較軟，因此上方采空區(qū)處應(yīng)力集中現(xiàn)象在掘進過程中會傳遞至下方運輸巷頂板。

圖2 運輸巷掘進過程垂直應(yīng)力云圖Fig.2 Vertical stress cloud chart of transportation roadway in driving process

沿巷中對實體煤幫及煤柱幫20 m 范圍內(nèi)監(jiān)測其垂直應(yīng)力分布情況，可知，實體煤側(cè)垂直應(yīng)力隨深入煤體距離增大逐漸降低至接近原巖應(yīng)力區(qū)，此范圍內(nèi)煤體塑化程度較低；煤柱幫應(yīng)力呈先降低隨后增大趨勢，自上煤層運輸巷下方與右側(cè)采空區(qū)應(yīng)力疊加后開始增大。

由圖4可知，處于塑化壓實煤體內(nèi)運輸巷，在開挖前已處于塑化區(qū)內(nèi)，隨著巷道掘進，塑性破壞范圍進一步向頂板延展，直至上方采空區(qū)，且運輸巷右?guī)退芑秶? m，左幫處于塑化煤體內(nèi)。

2.3 破壞機理

通過數(shù)值分析及結(jié)合現(xiàn)場實際，導(dǎo)致運輸巷破壞的主要原因為3 點。①掘進前巷道空間位置處于塑化煤體內(nèi)；②孤島工作面頂板采空區(qū)及右側(cè)鄰近采空區(qū)應(yīng)力重新分布后部分傳遞至巷道圍巖附近，導(dǎo)致圍巖強度受損；③4 號煤層頂板巖性較軟，加之上方煤層回采的動壓影響，導(dǎo)致巷道在掘進及后期支護困難。

3 巷道支護方案對比分析

3.1 初始支護方案分析

根據(jù)礦井作業(yè)規(guī)程，運輸巷掘進后采用常規(guī)錨桿（索） 支護，錨桿采用高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨索采用高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線。錨桿間排距950 mm×1 000 mm，錨索間排距1 200 mm×2 000 mm。由于4 號煤頂板巖性較軟，且受上覆采空區(qū)影響，當(dāng)前支護方案中錨桿索預(yù)應(yīng)力不足以抵御上覆巖層變形，無法形成完整支護結(jié)構(gòu)。

上述支護體系中，錨桿預(yù)應(yīng)力場范圍距離塑性區(qū)破壞邊界小，而錨索承載結(jié)構(gòu)范圍較小，僅體現(xiàn)在頂板中部，對巷道兩幫圍巖變形控制效果微弱。

綜上，針對運輸巷原有支護方案進行優(yōu)化設(shè)計，使其形成較完整的支護承載結(jié)構(gòu)。

3.2 優(yōu)化設(shè)計方案

針對賀西近距離煤層特殊環(huán)境，結(jié)合上述分析，需加強對兩幫支護，因此，在原有支護方案中，需要增加兩幫錨索，改變錨桿索間排距，增大支護構(gòu)件密度。優(yōu)化后支護方案如圖5所示。

圖5 優(yōu)化支護方案Fig.5 Optimized support scheme

錨桿間距改為800 mm，錨索間距改為1 200 mm，排距均為1 000 mm。頂板錨桿改為7 支，角錨桿向上傾斜35°，兩幫各3 支，角錨桿均傾斜15°，頂板錨索4 支，兩幫各2 支，幫角處傾斜15°。錨桿預(yù)緊力增大至100 kN，錨索預(yù)緊力增大至200 kN。

3.3 優(yōu)化設(shè)計支護方案模擬

根據(jù)前文對巷道垂直應(yīng)力、最大主應(yīng)力場及錨桿、索軸力分析，初始支護方案無法與圍巖形成完善的承載結(jié)構(gòu)，改進后支護方案如圖6所示。

圖6 優(yōu)化支護最大主應(yīng)力云圖Fig.6 Cloud chart of maximum principal stress of optimized support

（1） 優(yōu)化支護方案設(shè)計后，能夠形成較好的三級承載結(jié)構(gòu)，有效錨固深度達4 m，較初始支護方案錨固深度增大2 m。

（2） 傾斜角錨桿、索能夠有效組合成承壓拱，增大承載結(jié)構(gòu)的抗壓能力。

（3） 幫錨索及角錨索形成深層錨固區(qū)，錨固深度達7.6 m，有效控制塑化圍巖，防止塑性區(qū)深度延展。

3.4 應(yīng)用效果

優(yōu)化支護方案現(xiàn)場應(yīng)用后，對巷道圍巖變形量布置測點進行監(jiān)測，如圖7所示。

圖7 圍巖變形量監(jiān)測Fig.7 Deformation of surrounding rock

采用優(yōu)化后支護方案，對頂板及兩幫布置測點監(jiān)測圍巖變形量，其中頂板變形量從峰值220 mm逐漸減小，到50 d 降低至153 mm，隨后穩(wěn)定；兩幫自210 mm 開始降低，50 d 后降低至126 mm 趨于穩(wěn)定。

4 結(jié)論

（1） 采用數(shù)值模擬軟件，對初始支護方案及優(yōu)化后方案進行對比分析，優(yōu)化后支護方案增大了有效錨固區(qū)范圍，能夠控制巷道圍巖塑性破壞。

（2） 優(yōu)化后方案降低了兩幫塑化煤體延展，對頂板采空區(qū)傳遞的應(yīng)力集中現(xiàn)象能夠起到抑制作用；控制了巷道頂板及兩幫圍巖變形量。

（3） 角錨桿、索合理角度的設(shè)計，使得深層錨索錨固區(qū)能夠穩(wěn)定連接，在深部形成錨固區(qū)。