近距離煤層巷道圍巖控制技術(shù)研究與應(yīng)用

侯 興

（山西大同煤礦集團(tuán)有限公司煤峪口礦，山西 大同 037003）

1 工程概況

山西同煤集團(tuán)煤峪口礦位于山西曹家窯村西北部，地表覆蓋層為黃土層。 采區(qū)北部為410 盤區(qū)實(shí)煤，南鄰西山保護(hù)煤柱，西接410 盤區(qū)皮帶巷，東部與忻州窯礦相鄰。

煤峪口礦14#煤層平均傾角為2°， 煤層平均厚度為1.83 m，煤層穩(wěn)定。 與上覆11#～12#煤層間距為5.5～12 m，81016 工作面地面標(biāo)高為954～972 m。81016 工作面走向長996 m，傾向長136 m；工作面巷道為4.4 m×2.5 m 矩形斷面。 14#煤層老頂為11#～12#煤層；直接頂是致密、含有植物化石和黃鐵礦結(jié)核的具有垂直節(jié)理的深灰色細(xì)粉砂巖；直接底是以粉砂巖為主的具有水平層理和波狀層理的深灰色細(xì)粒砂巖粉砂巖互層；老底為粉砂巖，膠結(jié)致密具有良好穩(wěn)定性。

2 上位煤層開采底板破壞深度

近距離煤層開采是我國境內(nèi)較為常見的煤層開采問題。 由于兩層煤層距離較近，下位煤層開采時(shí)會受到上位煤層采空區(qū)影響，形成應(yīng)力集中和礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象[1]。當(dāng)上部煤層開采完成后，上位煤層用來保證巖層穩(wěn)定的煤柱會對底板造成一定的應(yīng)力破壞[2]。伴隨著下一煤層的開采，上位煤層采空區(qū)遺留煤柱會對下位煤層開采區(qū)的巷道穩(wěn)定性造成一定的影響。

由于煤峪口礦為近距離煤層順序開采，為了保證下位14#煤層順利開采， 需要確定其上位煤層開采對底板破壞的深度。 通過彈塑性理論對上位煤層開采對底板深度影響進(jìn)行分析。 可以將采空區(qū)煤層底板分為三個(gè)部分，分別為應(yīng)力部分、過渡部分和被動應(yīng)力部分。 通過對煤峪口礦的地質(zhì)信息進(jìn)行分析，當(dāng)煤峪口礦14#煤層上部11#～12#煤層開采后，為了維持采空區(qū)穩(wěn)定的煤柱會對煤柱底板在一定深度內(nèi)引起煤層圍巖應(yīng)力變化，使圍巖穩(wěn)定性受到破壞。煤柱支承壓力與底板破壞關(guān)系見圖1，破壞深度用D表示。

圖1 支撐壓力與破壞深度

根據(jù)圖1 中支撐壓力與破壞深度的幾何關(guān)系可以得出：

式中： α為地板巖層內(nèi)摩擦角；L 為實(shí)煤體幫塑性部分寬度，m。

根據(jù)煤峪口礦的地質(zhì)條件，11#～12#的煤層埋藏深度H 為350 m，煤層的側(cè)壓系數(shù)選取1.2，應(yīng)力集中系數(shù)選取2.8，11#～12#的上覆巖層的密度為2.5 t/m3，實(shí)煤凝聚力為1.6 MPa，經(jīng)過力學(xué)實(shí)驗(yàn)測得實(shí)煤體內(nèi)摩擦角的角度為18°，實(shí)煤體幫支護(hù)強(qiáng)度為0.2 MPa。 將選取參數(shù)以及實(shí)驗(yàn)室的數(shù)據(jù)帶入實(shí)體煤幫塑性區(qū)寬度L 的公式可以得到L 為4.49 m。將底板巖層內(nèi)摩擦角和實(shí)煤體幫塑性區(qū)寬度帶入公式得Dmax為5.52 m。煤柱底板破壞深度Dmax與上下煤層間距相近。 因此上位工作面回采對下煤層回采巷道圍巖損傷較大。

3 巷道圍巖控制技術(shù)

對煤峪口礦近距離煤層遺留煤柱造成底板圍巖應(yīng)力場重新分布，使圍巖受到破壞從而為下位煤層開采增加風(fēng)險(xiǎn)的問題， 根據(jù)對原巖應(yīng)力區(qū)的定義，認(rèn)為采空區(qū)下側(cè)距離上位煤層煤柱中心超過25 m范圍的圍巖處于原巖應(yīng)力狀態(tài)[3]。 由于巷道頂板受到上位煤層回采造成應(yīng)力重分布， 因此采用高強(qiáng)度、高預(yù)緊力錨桿（索）對81016 回采巷道頂板進(jìn)行支護(hù)。 在煤層間距離小于7 m 的頂板破碎的位置，可以將頂板所用的長錨索改為短錨索進(jìn)行支護(hù)，也可以通過架設(shè)工字鋼梁套棚對巷道頂板進(jìn)行輔助支護(hù)。 根據(jù)81016 回采巷道的生產(chǎn)地質(zhì)條件提出以下三種支護(hù)控制方案[4]，見表1。

表1 采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)巷道支護(hù)方案

根據(jù)提出的采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)巷道三種支護(hù)方案，對不同的支護(hù)方案進(jìn)行數(shù)值模擬后可以得到不同方案下采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)圍巖變形量見表2。

表2 不同方案下采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)圍巖變形量

通過對構(gòu)建數(shù)據(jù)模型后的圍巖移動量進(jìn)行了分析，再考慮支護(hù)技術(shù)、礦山經(jīng)濟(jì)等因素，選擇方案一作為為采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)方支護(hù)方式[5]。

在確定了支護(hù)所需要的錨桿錨索數(shù)量后，根據(jù)相關(guān)的實(shí)驗(yàn)表明，錨固長度的不同會對圍巖的穩(wěn)定有不同的效果。 因此對所選錨桿錨固長度對圍巖應(yīng)力控制進(jìn)行了模擬實(shí)驗(yàn)。 模擬采用了Rockbolt單元模擬錨桿，巷道頂部選用6 根錨桿，兩幫各4 根錨桿進(jìn)行錨固長度對裂隙發(fā)展的控制研究，見圖2。

圖2 不同錨固條件下圍巖裂隙特征

通過對圖2 進(jìn)行比對分析，看到錨桿支護(hù)有效的控制圍巖裂隙向深部轉(zhuǎn)移。 不同的錨固長度對于圍巖的穩(wěn)定有不同的效果。 很明顯的是端部錨固對于圍巖裂隙向深部轉(zhuǎn)移不明顯，而加長錨固和全長錨固有效的控制了圍巖裂隙的發(fā)展，因此對于近距離煤層下位煤層開采巷道錨桿錨索支護(hù)錨固方式采用全長錨固的錨固方法。

3.1 支護(hù)方案

（1）巷道頂板需要鋪設(shè)菱形金屬網(wǎng)控制頂板，并且配合材質(zhì)為高強(qiáng)度螺紋鋼的錨桿、 錨索以及鋼筋梯子梁進(jìn)行加固。 巷道頂板的錨桿從距巷道兩幫200 mm開始鋪設(shè)6 根Φ20 mm×2 000 mm 錨桿，保證每根錨桿之間間隔距離為800 mm；在距巷道1 400 mm 開始鋪設(shè)Φ17.8 mm×7 300 mm 錨索，每根錨索之間間隔1 600 mm。在煤層間距較小的地段可選用短距離錨索， 每根錨桿必須采用一支MSCK23/80 錨固劑進(jìn)行錨固以及作為配套的150 mm×150 mm×10 mm的錨桿托盤進(jìn)行加固；錨桿鋪設(shè)角度見圖3。采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)巷道支護(hù)方案： 每根錨索必須采用MSCK23/60 和MSZ23/80 型錨固劑各一支進(jìn)行錨固以及作為配件的300 mm×300 mm×16 mm 的錨索托盤進(jìn)行加固； 每排錨桿用12#圓鋼編制的4 250 mm×80 mm 鋼筋梯子梁配合加固，并鋪設(shè)3 800 mm×1 000 mm、搭接距離至少為100 mm 菱形金屬網(wǎng)相互配合達(dá)到控制圍巖的效果。 在層間距小于5 m，頂板破處，頂板長錨索改為短錨索，可適當(dāng)增加金屬工字鋼梁套棚。

（2）巷道兩幫采用鋼筋梯子梁和高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿配合的支護(hù)方法，并且還要在巷道兩幫鋪設(shè)菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂。 在煤柱幫一側(cè)采用MSCK23/60 和MSZ23/60 各一支的錨固劑對錨索進(jìn)行錨固； 兩根錨索Φ17.8 mm×L4 300 mm 相隔700 mm， 距巷道底板高1 250 mm； 煤柱幫錨索需用300 mm×300 mm×16 mm 的錨索托盤對錨索進(jìn)行加固；實(shí)體煤幫選用與頂板錨桿相同的規(guī)格尺寸、錨固劑種類、梯子梁以及配套的錨桿托盤。 在巷道兩幫破碎嚴(yán)重的區(qū)域還需要鋪設(shè)兩片搭接距離不少于100 mm的3 800 mm×1 000 mm 的菱形金屬網(wǎng)。

圖3 采空區(qū)下原巖應(yīng)力區(qū)巷道支護(hù)方案

3.2 效果分析

通過在81016 巷道三個(gè)地點(diǎn)進(jìn)行礦壓監(jiān)控，對受采空區(qū)影響后的下部煤層巷道進(jìn)行支護(hù)后的效果進(jìn)行分析。 根據(jù)礦壓監(jiān)測的結(jié)果，可以得到圍巖變形量與距掘進(jìn)工作面距離的關(guān)系曲線，見圖4。掘進(jìn)期間頂板錨桿軸力，見圖5。

圖4 觀測點(diǎn)巷道變形位移

圖5 掘進(jìn)期間頂板錨桿軸力

從圖4 可知：巷道兩幫位移最大為397 mm，兩幫變形的平均速率為9.92 mm/d，巷道頂?shù)装謇塾?jì)相對位移為354 mm， 頂?shù)装迤骄鄬ξ灰扑俾蕿?.85 mm/d。 由于受到相鄰巷道影響，81016 工作面在距81015 工作面面+30 m 和距81015 工作面-20～60 m 范圍，81016 巷道變形增加，隨著工作面推進(jìn)81016 巷道變形趨于穩(wěn)定。

由圖5 掘進(jìn)期間頂板錨桿軸力變化可知，掘進(jìn)時(shí)鋪設(shè)的3 個(gè)測點(diǎn)的頂板錨桿受力監(jiān)控情況增長形狀相似， 等到巷道變形穩(wěn)定后錨桿受力有所區(qū)別。 在本次為期40 d 的監(jiān)控過程中不難發(fā)現(xiàn)，布設(shè)測點(diǎn)初期三個(gè)測點(diǎn)的錨桿初始應(yīng)力都低于20 kN，隨著相鄰巷道的掘進(jìn)工作進(jìn)行，圍巖的應(yīng)力逐漸增加。 在觀測到15 d 時(shí)，頂板錨桿軸向力增長逐漸減緩，從而走向穩(wěn)定狀態(tài)。 觀測點(diǎn)最終穩(wěn)定后的錨桿軸向應(yīng)力為131 kN、105 kN、64 kN，而且錨桿狀態(tài)良好，由此可見支護(hù)方案的實(shí)施有效地緩解了上位煤層對其下部煤層開采帶來的破壞，保護(hù)了巷道圍巖的穩(wěn)定。

4 結(jié)語

1）通過運(yùn)用彈塑性力學(xué)的知識構(gòu)建上部遺留煤柱對下部煤層的影響模型，結(jié)合煤峪口礦地質(zhì)資料對上位煤層開采后對下位煤層影響深度進(jìn)行計(jì)算，確定了層影響深度為5.5 m。

2）根據(jù)煤峪口礦對81016 巷道進(jìn)行現(xiàn)場試驗(yàn)。通過對測點(diǎn)巷道變形及錨桿受力情況分析，81016工作面進(jìn)風(fēng)順槽圍巖控制技術(shù)可以有效的控制遺留煤柱對下部巷道穩(wěn)定的影響。