任玉龍，侯蘭濤，商 伐

(1.陜西彬長大佛寺礦業(yè)有限公司，陜西 咸陽 713500；2.平頂山市應(yīng)急管理局，河南 平頂山 467000)

0 引言

煤炭作為中國重要的能源，在能源構(gòu)成方面有著舉足輕重的作用，近年來隨著單一煤層、淺埋煤層的開采枯竭，近距離煤層的開采比重逐漸增大，涉及到近距離煤層開采方法、巷道布置形式的研究也較為多樣；不同地質(zhì)特性、工程擾動條件下的近距離煤層的開采難度有所不同。近距離煤層開采一般采用下行開采，上部煤層采動影響后的采空區(qū)頂板垮落以及垮落程度的不確定性會給下部采場、巷道的頂板帶來復(fù)雜的應(yīng)力分布，破壞后的上部煤層會給下部煤層的回采造成極大困難，下層煤巷道產(chǎn)生的礦山壓力由于應(yīng)力傳遞規(guī)律的改變而更為復(fù)雜，從而使巷道圍巖產(chǎn)生較大變形，造成支護(hù)困難，尤其是當(dāng)回采巷道布置不科學(xué)時，應(yīng)力顯現(xiàn)更為嚴(yán)重。結(jié)合大佛寺煤礦下煤層回采巷道布置形式，開展平錯式布局研究，利用理論分析、數(shù)值模擬、回采過程中錨桿、索應(yīng)力規(guī)律及巷道位移監(jiān)測手段，得出適合大佛寺煤礦當(dāng)前開采的布局方式[1]。

1 工程背景

大佛寺礦井初步設(shè)計產(chǎn)能為800萬t/a，分2期建設(shè)，一期(300萬t/a)于2008年8月通過竣工驗收并投產(chǎn)；二期(800萬t/a)于2019年8月23日通過竣工驗收。礦井共布置2個采煤工作面，聯(lián)合采面均以內(nèi)錯式布局進(jìn)行開采，主采煤層為4號煤，輔采煤層為4上煤，4上煤因局部夾矸又分為4上-1煤和4上煤。

目前輔采煤層4上煤411采區(qū)西翼已回采完畢，412采區(qū)北翼已回采至最后一個工作面，主采煤層4號煤401采區(qū)西翼已回采3個工作面，均采用內(nèi)錯式布局進(jìn)行開采，其位置關(guān)系如圖1所示。現(xiàn)因設(shè)備能力提升，工作面寬度加長，在4上煤已回采的前提下，內(nèi)錯式布局已不再適用當(dāng)前大佛寺煤礦的開采布局。4號煤下個回采工作面為40111工作面，工作面上覆為41106工作面采空區(qū)，工作面北側(cè)為40109工作面采空區(qū)，與上層煤采空區(qū)間距從切眼到停采線由8 m逐漸變化為40 m，平均隔厚26 m，本文以40111工作面為例開展大佛寺煤礦下煤層回采巷道的布置形式研究。

圖1 大佛寺煤礦內(nèi)錯式聯(lián)合開采布局示意Fig.1 Layout of internal staggered combined mining in Dafosi Coal Mine

2 采空區(qū)下回采巷道合理位置確定

2.1 殘留煤柱下方壓力影響范圍理論分析

近距離煤層開采時，上層煤開采后遺留煤柱將會對下方煤層產(chǎn)生豎向應(yīng)力集中區(qū)，并以煤柱中心呈現(xiàn)對稱分布，當(dāng)煤柱寬度較大形成穩(wěn)定煤柱時，深度較小時底板巖層豎向應(yīng)力以煤柱中心軸線為中心呈對稱“雙峰”特征。根據(jù)研究表明，煤柱寬度與底板應(yīng)力傳遞影響角呈現(xiàn)負(fù)相關(guān)關(guān)系，如圖2所示，40111工作面上覆為40106工作面采空區(qū)，留設(shè)煤柱寬度為30 m，根據(jù)關(guān)系圖得出煤柱下方底板應(yīng)力傳遞影響角為25°。

圖2 底板應(yīng)力傳遞影響角曲線Fig.2 Influence angle curve of stress transfer on floor

40111工作面與40106工作面位置關(guān)系如圖3所示，從圖3中可得

L=L4-L3=(L1+L2)×tanθ-L3

式中，L為內(nèi)錯最小邊距，m；L1為4號煤與4上煤隔厚，29 m；L2為40111回順頂板至上覆巖層底板厚度，9 m；L3為40106回順巷道寬度，5.1 m；L4為4上煤煤柱與40111回順?biāo)骄嚯x，17.7 m；θ底板應(yīng)力傳遞影響角，取25°；B為煤柱寬度，30 m。

圖3 煤柱下方應(yīng)力傳遞邊界Fig.3 Stress transfer boundary under coal pillar

經(jīng)計算得出L=12.6 m，4上煤煤柱與40111回順?biāo)骄嚯x為17.7 m，避免4上煤殘留煤柱向下集中應(yīng)力傳遞影響范圍，減小4號煤40111回順?biāo)車鷰r應(yīng)力，降低維護(hù)成本。

基于煤柱下方壓力影響范圍分析，得出40111回順巷道布置內(nèi)錯不小于12.6 m。根據(jù)礦壓分布規(guī)律，40111運順則布置在遠(yuǎn)離支撐壓力峰值區(qū)域外，理論上外錯越遠(yuǎn)所受4號煤上采空區(qū)影響越小，巷道回采期間維護(hù)越穩(wěn)定；綜合考慮工作面設(shè)備運輸能力限制，工作面刮板輸送機(jī)最大長度為220 m，40106布置運順外錯42.5 m。

2.2 數(shù)值模擬

2.2.1 模型建立

根據(jù)大佛寺煤礦地質(zhì)條件，建立FLAC3D三維計算模型進(jìn)行數(shù)值模擬，模型X軸方向為煤層傾向，Y軸方向為煤層走向，Z軸方向為煤層鉛垂方向，模型尺寸為100 m×400 m×130 m(長×寬×高)，三維模型共劃分1 040 000個單元，1 114 059個節(jié)點。模型水平方向位移約束，底部垂直方向位移約束，經(jīng)計算上邊界上覆巖層自重7.5 MPa，轉(zhuǎn)化為重力方向的均布載荷壓力，根據(jù)地應(yīng)力測試結(jié)果，水平應(yīng)力側(cè)壓系數(shù)取1.3。煤層和頂?shù)装宀捎脩?yīng)變軟化模型計算，其余采用摩爾-庫倫模型計算，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

模擬方案：優(yōu)先對4上煤41106工作面進(jìn)行開采，待開采平衡穩(wěn)定后，開挖40111工作面順槽，分別將回順內(nèi)錯殘留煤柱7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、17 m、19 m，以及運順外錯殘留煤柱5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m、40 m、45 m開挖后針對40111工作面進(jìn)行回采，通過監(jiān)測點監(jiān)測兩順槽應(yīng)力、位移變化情況，運回順不同距離下垂直應(yīng)力曲線如圖4、5所示。

由圖4、5可知：①回順應(yīng)力曲線明顯看出，內(nèi)錯殘留煤柱越遠(yuǎn)，內(nèi)錯煤柱受力越小，巷道回采期間則越容易維護(hù)，但損失煤量也越多。②對比運、回順壓力峰值發(fā)現(xiàn)，錯距相同情況下，回順?biāo)艽怪睉?yīng)力最大值大于運順垂直應(yīng)力最大值，應(yīng)力曲線趨于水平后回順煤柱壓力同樣大于運順煤柱側(cè)向壓力；得出將巷道布置在采空區(qū)下方優(yōu)于布置在實煤體下方。③對比運、回順殘留煤柱下垂直應(yīng)力變化曲線，發(fā)現(xiàn)從0 m到2～3 m位置，應(yīng)力直線上升，可得出本煤層側(cè)向應(yīng)力峰值區(qū)域在3 m位置左右，過了3 m后距離殘留煤柱越遠(yuǎn)應(yīng)力逐漸趨近平緩，在13 m位置處應(yīng)力曲線已近水平，變化幅度可忽略。

圖4 回順內(nèi)錯不同距離下垂直應(yīng)力曲線Fig.4 Vertical stress curves at different distances of return internal staggered

圖5 運順外錯不同距離下垂直應(yīng)力曲線Fig.5 Vertical stress curves at different distances of transportation external staggered

2.2.2 巷道表面位移分析

通過數(shù)值模擬分別觀測回順內(nèi)錯殘留煤柱7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、17 m、19 m，運順外錯殘留煤柱5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m、40 m、45 m時的巷道表面位移量，回順表面位移曲線如圖6所示，運順表面位移曲線如圖7所示。

圖6 回順內(nèi)錯不同距離下位移曲線Fig.6 Displacement curves at different distances of return internal staggered

圖7 運順外錯不同距離下位移曲線Fig.7 Displacement curves at different distances of transportation external staggered

從曲線圖中可以看出，水平方向位移量遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于垂直方向位移量，表明巷道主要表現(xiàn)為幫鼓現(xiàn)象嚴(yán)重，巷道頂板下沉量基本可忽略不計。當(dāng)內(nèi)錯煤柱寬度在13 m時，巷道水平位移趨于穩(wěn)定，變化量在8 mm；當(dāng)外錯煤柱寬度在20 m時，巷道水平位移趨于穩(wěn)定，變化量在7 mm?；仨槂?nèi)錯布局，將煤柱寬度設(shè)為13 m時，巷道效果最佳；運順外錯布局時，將煤柱寬度設(shè)為20 m時，巷道效果最佳。

2.3 平錯布局確定

通過殘留煤柱下方壓力影響范圍理論計算以及數(shù)值模擬分析結(jié)果得出，回順內(nèi)錯布置為13 m時，巷道位于殘留煤柱下方壓力影響范圍外，所受到的壓力影響及巷道表面位移效果最優(yōu)；運順外錯布置煤柱寬度越大，則巷道受力越小，位移量越小，考慮工作面設(shè)備運輸能力，將運輸外錯布置為42.5 m。40111工作面整體布局，剖面位置關(guān)系如圖8所示。

圖8 40111工作面剖面位置關(guān)系Fig.8 Position relationship of 40111 working face section

當(dāng)40111工作面布局為回順內(nèi)錯13 m，運順外錯42.5 m時，從曲線圖可得出回順?biāo)轿灰浦饕獮槊褐鶄?cè)右?guī)蛶凸?5 mm，垂直方向主要為底板底鼓20 mm，運順?biāo)轿灰浦饕獮閹凸?0 mm，垂直方向主要為頂板下沉量10 mm，底鼓量10 mm。垂直方向應(yīng)力回順明顯大于應(yīng)力運順影響范圍。

3 錨網(wǎng)索支護(hù)監(jiān)測及支護(hù)優(yōu)化

3.1 錨桿、錨索支護(hù)效果監(jiān)測

在初期實際推采過程中，40111工作面運順出現(xiàn)不同程度的收斂、底鼓現(xiàn)象，幫部收斂體現(xiàn)在煤柱側(cè)，幫部收斂量達(dá)1 000 mm，底鼓量達(dá)300 mm，嚴(yán)重影響推采過程中超前架、轉(zhuǎn)載機(jī)的向前位移。

針對推采過程中巷道變形量大的支護(hù)難題，在40111工作面運輸順槽布置測站，監(jiān)測40111工作面回采過程中支護(hù)體實際承受載荷及其變化。為后期工作面回采影響巷道錨網(wǎng)支護(hù)參數(shù)優(yōu)化提供借鑒。測站布置在超前工作面300 m處，共布置3個斷面A-A、B-B、C-C，其中A-A斷面為順槽錨桿受力監(jiān)測斷面，B-B、C-C為順槽錨索受力監(jiān)測斷面，具體監(jiān)測位置布置圖如圖9～11所示。

圖9 順槽測力錨索斷面AFig.9 Section A of mining roadway force-measuring anchor cable

錨桿、錨索均是在圍巖表面施加預(yù)應(yīng)力來控制巖體變形，兩者在支護(hù)過程中體現(xiàn)協(xié)同作用，一方面是提高圍巖峰后殘余強(qiáng)度，另一方面將巷道淺部破碎圍巖懸吊在深部完整性較好的巖體內(nèi)，充分發(fā)揮深部巖體的承載性能。兩者的區(qū)別是：較長的錨索可以生根于深部承載性好的巖體里，當(dāng)巷道淺部巖體破碎及塑性區(qū)厚度大時，長度較短的錨桿不能錨固到完整性好的巖體中，這時錨桿懸吊作用弱，此時預(yù)應(yīng)力錨桿會在淺部破碎圍巖區(qū)域構(gòu)成“壓縮帶”，優(yōu)化破碎巖體受力，抑制塑性區(qū)擴(kuò)展。通過推采過程監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，2#、4#、9#、10#測力錨桿托錨力較為穩(wěn)定，但安裝初期錨固效果較差。隨著工作面的推進(jìn)，錨桿桿體軸力變化較小，說明初期托錨力較低會導(dǎo)致錨桿對圍巖錨固作用較差，盡管后期隨著工作面的推進(jìn)圍巖發(fā)生變形，但是錨桿依然難以產(chǎn)生較大作用。其中1#、2#、3#、5#、8#錨索承載力經(jīng)過初期較快變化后，開始趨于平穩(wěn)狀態(tài)。初始承載力高的3#錨索，在支護(hù)過程中一直保持較高的工作阻力，6#錨索在測試期間的工作狀態(tài)也體現(xiàn)出這種特征，這說明錨索同錨桿一樣，安裝初期較高的張拉力，可以提高錨索的工作阻力，充分發(fā)揮其主動支護(hù)作用。幫部錨索的承載力普遍小于頂部錨索的承載力，說明巷道幫部圍巖體變形嚴(yán)重，幫部巷道巖體破碎導(dǎo)致錨索錨固力不足；位于幫部偏下的錨索承載力普遍小于幫部偏上的錨索承載力。

圖10 順槽測力錨桿斷面BFig.10 Section B of mining roadway force-measuring anchor

圖11 順槽測力錨索斷面CFig.11 Section C of mining roadway force-measuring anchor cable

綜合分析錨桿錨索在初期張拉時有較高的張拉力，可以更好地發(fā)揮錨固作用，更好地控制巷道圍巖體內(nèi)部的變形，施加較高預(yù)緊力的錨索很好地發(fā)揮自身的承載作用，施加高預(yù)應(yīng)力錨桿會在淺部破碎圍巖區(qū)域構(gòu)成“壓縮帶”，優(yōu)化破碎巖體受力，抑制塑性區(qū)擴(kuò)展，而低預(yù)緊力錨桿錨索未能發(fā)揮其錨固作用。

3.2 支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

通過對回采過程中錨桿、錨索協(xié)同作用及受力情況分析，支護(hù)設(shè)計中如何更好地發(fā)揮錨桿和錨索共同作用是圍巖控制的關(guān)鍵因素，40111工作面原支護(hù)設(shè)計采用錨網(wǎng)索支護(hù)如圖12所示，頂板采用錨索配合金屬網(wǎng)、W型鋼帶，錨索采用φ21.8 mm×7 100 mm鋼絞線，間排距1 600 mm×1 600 mm，錨索布置在錨桿間，頂板錨桿采用φ22 mm×2 500 mm螺紋鋼錨桿，矩形布置，間排距700 mm×800 mm。幫部采用錨桿配合菱形網(wǎng)、異形鋼帶自護(hù)，錨桿采用φ22 mm×2 500 mm螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm。錨桿扭矩為200 N·m，錨固力為100 kN，錨索預(yù)緊力為150 kN，錨固力為200 kN。

圖12 原支護(hù)設(shè)計展開Fig.12 Expansion of original support design

通過支護(hù)效果監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，該支護(hù)參數(shù)不能有效保證巷道圍巖穩(wěn)定，在幫部錨桿有效支護(hù)下，幫部變形量仍不可控，說明破碎煤體半徑大于錨桿長度2.5 m，因此幫部需加大支護(hù)半徑，確保幫部支護(hù)的可靠性。同時錨桿索的初期預(yù)緊力及其擴(kuò)散效果直接決定了主動支護(hù)系統(tǒng)的實際承載工況，以及錨桿索承載過程中的增阻速率，即錨桿螺母預(yù)緊力矩或錨索預(yù)緊力越高，支護(hù)系統(tǒng)支護(hù)阻力越大，錨桿索承載結(jié)構(gòu)剛度越高，并在較小的變形狀態(tài)下快速產(chǎn)生較高的支護(hù)阻力。

因此幫部增設(shè)3.5 m錨索來加大支護(hù)半徑，提升錨桿索施工標(biāo)準(zhǔn)，頂板錨索張拉力須達(dá)到220 kN，幫部錨索張拉力須達(dá)到200 kN，錨桿的螺母預(yù)緊力矩須達(dá)到300 N·m，優(yōu)化后支護(hù)設(shè)計如圖13所示。

圖13 優(yōu)化支護(hù)設(shè)計展開Fig.13 Expansion of optimized support design

4 結(jié)論

(1)聯(lián)合開采煤層下煤層采用平錯式布局，可有效減小巷道壓力，40111工作面回順內(nèi)錯13 m，運順外錯42.5 m方案具備可行性。

(2)開采過程中錨桿、錨索支護(hù)效果監(jiān)測，較高預(yù)緊力的錨桿索能更好地發(fā)揮自身的承載作用，施加高預(yù)應(yīng)力錨桿會在淺部破碎圍巖區(qū)域構(gòu)成“壓縮帶”，優(yōu)化破碎巖體受力，抑制塑性區(qū)擴(kuò)展，可有效控制圍巖變形，頂板錨索張拉力須達(dá)到220 kN，幫部錨索張拉力須達(dá)到200 kN，錨桿的螺母預(yù)緊力矩須達(dá)到300 N·m。

(3)通過錨桿索相互協(xié)同作用機(jī)理，以及圍巖松動圈范圍確定，幫部純錨桿支護(hù)不能有效控制幫部收斂變形，需增加3.5 m錨索；支護(hù)優(yōu)化采取錨桿、錨索間隔布置，充分發(fā)揮錨桿、錨索各自支護(hù)性能，實現(xiàn)一次支護(hù)到位。

(4)40111工作面平錯式布局的成功實踐，為后續(xù)402采區(qū)南翼工作面布局積累經(jīng)驗，成功解決了隨著4號煤層工作面加長布局不再適用的難題，40201工作面順槽已開始掘進(jìn)，巷道成型良好，具備實施條件。