近距離煤層回采巷道布置合理位置研究

張 蓓張 陟彭 敏（.山西省國新能源發(fā)展集團(tuán)有限公司,山西省太原市,00006; .寧夏回族自治區(qū)吳忠市國土資源局,寧夏回族自治區(qū)吳忠市,7500; .新疆工程學(xué)院基礎(chǔ)教研部,新疆維吾爾自治區(qū)烏魯木齊市,800）

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近距離煤層回采巷道布置合理位置研究

張 蓓1張 陟2彭 敏3
（1.山西省國新能源發(fā)展集團(tuán)有限公司,山西省太原市,030006; 2.寧夏回族自治區(qū)吳忠市國土資源局,寧夏回族自治區(qū)吳忠市,751100; 3.新疆工程學(xué)院基礎(chǔ)教研部,新疆維吾爾自治區(qū)烏魯木齊市,830023）

摘要以木瓜礦為工程背景,揭示了上覆煤層開采后煤柱下方圍巖應(yīng)力分布規(guī)律,研究表明,距離上覆區(qū)段煤柱垂直距離越小的區(qū)域,內(nèi)部應(yīng)力集中程度越高,集中范圍越小。模擬了煤層間距為2 m和10 m條件下,上覆區(qū)段煤柱下回采巷道的合理位置。提出了回采巷道采用高預(yù)緊力錨桿配合單體支柱的超前支護(hù)方案,現(xiàn)場實踐效果良好。

關(guān)鍵詞近距離煤層 巷道布置 巷道支護(hù)

1　上覆煤層開采對下部煤巖體的擾動影響

本文以木瓜礦為例,采用了理論分析和數(shù)值模擬的方法,對近距離煤層回采巷道合理布置位置進(jìn)行了研究。

木瓜礦9＃煤層和10＃煤層為主采煤層,9＃煤層平均埋藏深度273.2 m,其位于10＃煤層上方,在西二盤區(qū)兩煤層間距僅為2～10 m,研究區(qū)域內(nèi)9＃煤層已開采完9－101工作面和9－103工作面,兩工作面之間留有寬度為20 m的區(qū)段煤柱,如圖1所示,9＃煤層工作面開采后引起巖層移動影響著下履10＃煤層的工作面及回采巷道的布置。

圖1　研究區(qū)域工作面概況

9＃煤層的9－101和9－103工作面回采結(jié)束后,遺留的區(qū)段煤柱下方出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū),處于該區(qū)域內(nèi)的巷道會受到上覆煤層開采的影響。根據(jù)土力學(xué)知識,建立了均布載荷q作用在半無限直線變形體表面上的力學(xué)模型,如圖2所示,對巖層中任意一點的垂直應(yīng)力值進(jìn)行了求解,其表達(dá)式如下:

式中:σy——垂直應(yīng)力值,MPa;

q——均布載荷,N/m2;

γ——容重,取2.5×104N/m3;

H——煤層埋深,取273.2 m;

a——載荷作用范圍的1/2,取10 m;

x、y——分別為M點的橫縱坐標(biāo)。

圖2　半無限直線變形體在均布載荷作用下的附加應(yīng)力

把q和a的數(shù)值代入式（1）可得出垂直應(yīng)力σy關(guān)于M點橫縱坐標(biāo)的表達(dá)式,再將σy代入式（2）中得到垂直應(yīng)力集中系數(shù)k關(guān)于M點橫縱坐標(biāo)的表達(dá)式:

將式（2）代入Matlab軟件中可得到如圖3所示的垂直應(yīng)力集中系數(shù)等值線分布圖。從圖中可以看出,距離9＃煤層區(qū)段煤柱垂直距離越大的區(qū)域,內(nèi)部應(yīng)力集中程度越低,但應(yīng)力集中范圍越大。相反,距離9＃煤層區(qū)段煤柱垂直距離越小,內(nèi)部應(yīng)力集中程度越高,集中范圍越小。對于同樣埋藏深度的巖體,煤柱中心線下方垂直應(yīng)力最大。在區(qū)段煤柱的邊緣附近,應(yīng)力隨位置改變而發(fā)生的變化最為顯著。

圖3　上部煤層開采后煤柱下方巖體垂直應(yīng)力集中系數(shù)等值線分布圖

2　距上覆煤柱不同水平距離時回采巷道變形破壞的數(shù)值模擬

2.1數(shù)值模型的建立

采用FLAC3D模擬了10－105工作面回風(fēng)平巷距9＃煤層區(qū)段煤柱不同水平距離時巷道變形破壞規(guī)律。結(jié)合木瓜礦的具體采礦地質(zhì)條件,煤層間距為2 m和10 m時計算模型尺寸分別為450 m× 108.7 m（高×寬）和450 m×116.7 m（高×寬）,模型上邊界施加4.3 MPa的均布載荷,左右邊界約束水平方向位移,下邊界約束豎直方向位移,各巖層參數(shù)見表1。

表1　煤巖層物理力學(xué)參數(shù)

2.2模擬結(jié)果分析

在9－101和9－103工作面推進(jìn)過程中,采空區(qū)底板巖層會產(chǎn)生應(yīng)力集中,當(dāng)其大于巖體的抗剪或抗拉強度時,巖體會產(chǎn)生塑性變形和破壞,在數(shù)值計算中會出現(xiàn)塑性區(qū)。9＃煤層開采引起的垂直應(yīng)力集中區(qū)域位于煤柱及煤柱下方,因此在掘進(jìn)10－103和10－105回采巷道時,巷道處于較高的垂直應(yīng)力場中,當(dāng)煤層間距分別為2 m和10 m 時,煤柱正下方10＃煤層內(nèi)最大應(yīng)力集中系數(shù)分別達(dá)到4.9和2.8。隨著10－105回風(fēng)平巷距離煤柱中心線水平距離的增加,應(yīng)力集中系數(shù)越來越小,當(dāng)巷道中心線距離煤柱中心線水平距離為10 m 時,10－105回風(fēng)平巷左幫（見圖1）已位于采空區(qū)下方的垂直應(yīng)力降低區(qū)域,垂直應(yīng)力顯著降低,并且左幫和右?guī)蛻?yīng)力狀態(tài)有明顯差別,在工程實踐中也發(fā)現(xiàn)煤柱側(cè)巷道收斂變形顯著大于另外采空區(qū)側(cè),支護(hù)體更易發(fā)生破壞。隨著10－105回風(fēng)平巷到煤柱中心線水平距離的繼續(xù)增大,巷道兩幫垂直應(yīng)力過渡到應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),明顯低于原巖應(yīng)力值。這是因為在煤柱的支撐作用下,采空區(qū)頂板不能完全下沉冒落,采空區(qū)一側(cè)存在懸空區(qū)域,下部煤層回采巷道圍巖垂直應(yīng)力較小,當(dāng)繼續(xù)靠近采空區(qū)中心時,上分層采場頂板下沉將壓力傳遞到底板,垂直應(yīng)力開始上升,如圖4所示。

圖4　回風(fēng)平巷右?guī)妥畲蟠怪睉?yīng)力隨巷道與煤柱水平距離變化曲線

從圖4曲線上可以看出,在距離煤柱中心線35 m左右的地方,巷道兩幫垂直應(yīng)力開始上升。所以,對處于同樣埋深的巖體而言,到煤柱中心線的水平距離越遠(yuǎn),受上煤層擾動程度越小,應(yīng)力集中程度越低,應(yīng)力狀態(tài)越趨于緩和。巷道應(yīng)盡量避免布置在垂直應(yīng)力集中較嚴(yán)重的煤柱下方,而應(yīng)盡量布置在老頂懸空靠近采空區(qū)下方,綜合考慮煤層間距為2 m和10 m時的情況,合理位置為距煤柱中心線水平距離15～30 m。為提高采出率,盡量減小10－105回風(fēng)平巷和10－103運輸平巷之間的煤柱寬度,10－105回風(fēng)平巷最佳位置選擇在巷道中心線距上覆煤柱中心線水平距離15 m處。

3　巷道圍巖穩(wěn)定性控制方案

數(shù)值模擬結(jié)果表明,在10＃煤層的10－105工作面回采過程中,回風(fēng)平巷煤柱側(cè)應(yīng)力集中程度顯著大于另外一側(cè),回采巷道超前支護(hù)采用高預(yù)緊力錨桿配合單體液壓支柱支護(hù)方案,其中單體液壓支柱位于回采巷道靠近煤柱側(cè)。以煤層間距為2 m 時,10＃煤層的10－105回風(fēng)平巷支護(hù)為例說明。巷道斷面為矩形,設(shè)計尺寸為4.2 m×2.6 m,沿煤層底板掘進(jìn),巷道中心線到上覆煤柱中心線的水平距離為15 m,支護(hù)方案見圖5。

圖5　層間距小于2 m時10－105回風(fēng)平巷超前支護(hù)設(shè)計方案

頂板支護(hù)采用2列單體液壓支柱配合長1800 mm的鋼梁（11＃工字鋼）,支柱間排距為850 mm ×700 mm。頂錨桿、幫錨桿為?18 mm×2000 mm高強度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿,錨固力大于5 t,預(yù)緊扭矩大于150 N·m,頂錨桿間排距為850 mm×700 mm,幫錨桿間排距為1000 mm× 700 mm,上方幫錨桿和下方幫錨桿分別距巷道頂?shù)装?00 mm,每根錨桿采用CK2340和Z2388藥卷各一支,同時配合使用12＃鉛絲菱形金屬網(wǎng)。

在10－105工作面的開采過程中進(jìn)行了礦壓觀測,10－105回風(fēng)平巷頂?shù)装逡平繛?3～186 mm,兩幫移近量為108～214 mm,巷道最大變形速率4～9 mm/d,支護(hù)體受力始終在安全范圍內(nèi),沒有出現(xiàn)強烈的礦壓顯現(xiàn),說明了近距離煤層中高預(yù)緊力錨桿配合單體液壓支柱超前支護(hù)方案可行。

4　結(jié)論

（1）建立了均布載荷作用在半無限直線變形體表面上的力學(xué)模型,對巖層中任意一點的應(yīng)力值進(jìn)行了求解。結(jié)果表明距離區(qū)段煤柱垂直距離越大的區(qū)域,內(nèi)部應(yīng)力集中程度越低,但應(yīng)力集中范圍越大。對于同樣埋藏深度的巖體,煤柱中心線下方垂直應(yīng)力最大。在區(qū)段煤柱的邊緣附近,應(yīng)力隨位置改變而發(fā)生的變化最為顯著。

（2）采用FLAC3D模擬了煤層間距分別為2 m 和10 m時10－105工作面回風(fēng)平巷距9＃煤層區(qū)段煤柱中心線不同水平距離時巷道圍巖變形破壞特征,模擬結(jié)果表明10－105回風(fēng)平巷最佳位置是其中心線距上部煤柱中心線水平距離15 m處。

（3）提出了近距離煤層條件下回采巷道采用高預(yù)緊力錨桿配合單體支柱的超前支護(hù)方案,并在10－105工作面回風(fēng)平巷進(jìn)行了現(xiàn)場實踐,礦壓觀測結(jié)果表明,巷道收斂變形和支護(hù)體受力都在正常范圍內(nèi),現(xiàn)場實踐效果良好。

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（責(zé)任編輯張毅玲）

Research on optimum layout of mining roadway in close coal seams

Zhang Bei1,Zhang Zhi2,Peng Min3
（1．Shanxi Provincial Guoxin Energy Development Group Co．,Ltd．,Taiyuan,Shanxi 030006,China; 2．The Bureau of Land and Resources Wuzhong,Wuzhong,Ningxia 751100,China; 3．Basic Teaching and Research Department,Xinjiang Institute of Engineering,Urumqi,Xinjiang 830023,China）

AbstractTaking Mugua Mine as engineering background,the stress distribution law of surrounding rocks under coal pillar after mining the overlying coal seam was revealed．The results showed that the closer the distance between the surrounding rocks and upper section pillar,the smaller the stress concentration range and the greater the inner stress concentration degree．The optimum layout of mining roadway under upper section pillar was determined by numerical simulation as the distance between two seams was 2 m and 10 m．The forepoling scheme of mining roadway was put forward which adopted high pretightening-force bolt and single prop,the field practice effects was well．

Key wordsclose coal seams,roadway layout,roadway support

中圖分類號TD353

文獻(xiàn)標(biāo)識碼A

作者簡介:張蓓（1987－）,男,山西河津人,博士,工程師,主要從事礦山壓力及巖層控制方面的研究。