近距離煤層開采“三帶”判別及其巷道維護方法

孫向峰

(太原東山李家樓煤業有限公司， 山西 太原 030400)

煤層群開采常采用下行開采方式，但在某些特定條件下，有可能需要先采下部煤層，然后再開采上部煤層，即采用上行開采方式。采用上行開采時，上部煤層有可能位于下部煤層采空區冒落影響區域內，為上覆煤層開采帶來困難。這就需要對下煤層開采垮落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶(簡稱“三帶”)范圍進行判別[1-3]. 當上部煤層位于下部煤層開采所形成的平衡結構以上時，其連續性和完整性受到的破壞程度較小，可以上行開采。當上部煤層位于完全下沉帶時，煤層幾乎未受到破壞，可以開采；但對于上部煤層處于裂隙帶時，也就是上部煤層與下部煤層的距離較近，能否安全開采則需要研究[4-6]. 某煤礦采用上行式開采方法，6#煤層下部為5#煤開采形成的采空區，為保證上行開采的安全性，需要分析5#煤層開采形成的采空區冒落“三帶”分布情況，并針對影響范圍內的巷道提出有效的維護措施。

1 工作面概況

某煤礦2609綜采工作面位于東二采區北翼6#煤層，煤層產狀較平緩，傾角為0～8°，工作面走向長度1 200 m，傾斜長度150 m，采取上行式開采方法。2609工作面煤巖綜合柱狀圖見圖1.

圖1 煤巖綜合柱狀圖

該工作面在距機頭26.5 m處，有一條落差3 m的正斷層，斷層將工作面頂板切割，破壞了頂板的完整性，因斷層在切眼，開始回采即過斷層，頂板錯落處煤體片幫時有發生，需要采取合理的支護方法以及爆破方式，防止煤壁片幫導致冒頂事故的發生。

2 近距離煤層“三帶”確定

針對緩傾斜煤層頂板破壞特征，一般可劃分為“三帶”，即冒落帶、裂隙帶與彎曲下沉帶，該礦屬于典型的緩傾斜煤層，且頂板巖層中等堅硬，頂板覆巖冒落帶高度H冒表達式如下：

(1)

式中，∑M為累計采厚，取3.8 m.

如果冒落帶高度達不到兩煤層間的垂直距離，在兩煤層間的覆巖中還存在裂隙帶，其高度H裂表達式如下：

(2)

其中，冒落帶高度H冒確定如下：

(3)

由于5#煤層與6#煤層間覆巖厚度約為23 m，大于冒落帶高度，為此通過式(2)計算出下煤層開采時形成的裂隙帶高度H裂確定如下：

(4)

通過上述計算分析，5#煤的直接頂位于冒落帶內，而其上部的基本頂位于裂隙帶內。為此，6#煤層的開采，會受到5#煤采空區的影響。

3 近距離煤層開采數值模擬分析

3.1 數值模擬方案

5#煤基本頂初次跨落步距為40 m，為了研究基本頂跨落前后對其上部2609工作面的影響，設計方案1(開采寬度40 m)；5#煤開采80 m時，6#煤底板充分采動，為研究兩者的充分采動影響，設計方案2(開采寬度80 m)；由于2609工作面長150 m，為了研究超充分采動條件下，地表沉降特征，設計方案3(開采寬度150 m). 該次模擬設計以上3種方案，巖體力學參數見表1. 通過數值模擬，研究5#煤層開采后頂板冒落及位移變化情況，以此來分析其開采可行性。

表1 巖體力學參數表

3.2 數值結果分析

方案1(開采寬度40 m)的數值模擬結果見圖2. 直接頂冒落巖塊在采空區底部壓實，基本頂初次斷裂，冒落帶高度約為9.9 m，此時裂隙帶高度約為23.4 m，彎曲下沉帶發育高度從直接頂上部至關鍵層位置，約為54.3 m. 覆巖的垂直位移發展，主要分布在開挖區域上部以及兩幫位置，垂直位移分別為3.8 m與4.5 m.

圖2 開采寬度40 m時頂板冒落及位移變化情況圖

頂板下沉曲線見圖3. 5#煤頂板下沉曲線在采空區中間達到最大值989 mm，向兩側逐漸減小，在距離采空區邊界65 m位置，降到100 mm以下。隨著采空區上覆冒落巖塊逐漸壓實，采空區周圍的圍巖變形量也逐漸增加，直到達到最終穩定。

圖3 開采寬度40 m時頂板下沉曲線圖

方案2(開采寬度80 m)數值結果見圖4. 直接頂冒落巖塊逐漸密實，基本頂表現為周期斷裂發展，頂板冒落巖塊以砌體梁分布特征為主。冒落帶高度約為10.2 m，此時裂隙帶高度約為38.5 m，彎曲下沉帶發育高度即將通達地表。覆巖的垂直位移發展，主要分布在開挖區域上部以及兩幫位置，垂直位移分別為4.1 m與9.2 m.

圖4 開采寬度80 m時頂板冒落及位移變化情況圖

頂板下沉曲線見圖5. 5#煤頂板下沉曲線在采空區中間達到最大值3 783 mm，向兩側逐漸減小，在距離采空區邊界75 m，降到100 mm以下。可以看出，5#煤開采80 m時，對6#煤底板已充分采動。

圖5 開采寬度80 m時頂板下沉曲線圖

方案3(開采寬度150 m)數值結果見圖6. 此時，冒落帶高度約為10.3 m，裂隙帶高度約為39.6 m，彎曲下沉帶發育至地表，并且沉降明顯。覆巖的垂直位移發展，主要分布在開挖區域上部以及兩幫位置，垂直位移分別為4.3 m與12.3 m.

圖6 開采寬度150 m時頂板冒落及位移變化情況圖

頂板下沉曲線見圖7. 5#煤頂板下沉曲線在采空區中間達到最大值4 032 mm，向兩邊逐漸減小，在距離采空區邊界55 m，降到100 mm以下。可以看出，5#煤開采150 m時，6#煤底板已經超充分采動。

圖7 開采寬度150 m時頂板下沉曲線圖

數值模擬獲得的“三帶”范圍見表2. 可以看出，5#煤層充分采動后，冒落帶與裂隙帶高度與前述理論分析結果基本一致，進一步驗證了數值分析的可靠性。研究以100 mm沉降量為閾值，確定不同方案條件下，5#煤層開采對6#煤層的影響范圍分別為63 m(方案1)、76 m(方案2)與57 m(方案3).

綜合上述分析，覆巖的垂直位移發展，主要分布在開挖區域上部以及兩幫位置，隨著開采寬度的擴大，頂板沉降位移也隨之增加，冒落帶高度達10.3 m，裂隙帶高度達38.6 m，下煤層采空區冒落對上煤層開采影響范圍達57～76 m. 當開采寬度為40～150 m時，5#煤頂板由初次斷裂至周期斷裂發展，直到充分采動，這時需要對上部6#煤層影響范圍內的巷道以及過斷層巷道加強支護，方可進行回采；當開采寬度達150 m時，下層煤頂板已超充分采動，并趨于穩定，當上部工作面位于這一區域時，可正常回采。

“三帶”名稱方案1方案2方案3冒落帶/m9.910.210.3裂隙帶/m23.438.539.6彎曲下沉帶/m54.3通達地表通達地表

4 工作面巷道維護方法

4.1 加強巷道支護

由于2609工作面巷道存在時間過長，局部區域礦壓顯現明顯，為避免發生巷道頂板事故，需要對下煤層采空區影響范圍內巷道進行維護，巷道維護范圍見表3.

表3 2609工作面巷道維護范圍表

具體維護措施如下：

1) 打板采用3.15 m單體打板架棚，進風巷一梁3柱，排距1 m，回風巷一梁4柱，排距0.8 m；單體柱用8#鉛絲或尼龍繩拴牢，柱閥卸載口統一朝向老塘方向。支柱打在實底，保證上頂背實充分接頂。

2) 在進風巷道440～520 m處，巷道頂中加打錨索，間距3 m，進風行人運輸聯巷頂中加打錨索間距5 m.

3) 架設平頂拱棚時，棚子間距900 mm，每架用3對金屬支撐桿固定牢固，正頂、兩幫卡纜用5分角鐵做支拉桿連鎖卡牢。U型鋼搭接處嚴禁使用單卡纜，梁腿搭接為(400±50) mm，搭接處上好兩個卡纜，保證卡纜螺栓扭矩15 kN·m以上。

4) 在進風行人運輸聯巷與工作面進風巷交差口處加打兩個3 m×1.5 m木垛，木垛橫縱梁之間擺平，頂部插背嚴實。

4.2 提高巷道過斷層安全性

對于過斷層巷道，采取在斷層附近打膨脹錨桿加固煤壁，防止片幫過大失去對頂板的控制造成冒頂。打設錨桿技術要求：呈“一”字布置；錨桿距頂板0.5 m左右，間距0.8 m，仰角30°；錨桿外露不大于100 mm(圖8).

圖8 膨脹錨桿布置圖

過斷層時如巖石硬度較大，不得強行割煤，采用打眼放松爆破措施，炮孔布置參數見表4. 打眼響炮時，采用礦用乳化炸藥；打眼人員進入煤壁側作業，必須堅持敲幫問頂制度，必須停機閉溜并閉鎖，作業人員要在完好的支架下或可靠的支護下作業，嚴禁空頂作業，炮孔布置方式見圖9.

表4 炮孔布置參數表

圖9 炮孔布置圖

5 結 論

1) 通過理論計算分析，確定冒落帶高度為10.25 m，裂隙帶高度為39.25 m，由于兩煤層垂距約為23 m，即6#煤層位于下部5#煤層采空區冒落裂隙帶影響區域內，2609工作面會遭受下部采空區冒落威脅。

2) 通過數值模擬分析，采空區覆巖的垂直位移發展，主要分布在開挖區域上部以及兩幫位置，并且由采空區中心區域向兩側逐漸減小，采空區冒落對上煤層開采的影響范圍為57～76 m，需要對上部6#煤層影響范圍內的巷道以及過斷層巷道加強支護。

3) 針對2609工作面安全回采需要，對于采空區冒落影響范圍內的巷道提出打錨索、抬板以及架設平頂拱棚維護方法；對于過斷層巷道提出打膨脹錨桿與松動爆破相結合的安全措施，保障了工作面安全回采。