近距離煤層回采巷道支護(hù)方法研究

白邦旭

(山西省柳林縣能源局，山西 呂梁 033300)

對(duì)于近距離煤層開采，在采動(dòng)壓力影響下，上覆煤層開采形成的采空區(qū)往往對(duì)其底板巖層構(gòu)成造成不利影響，當(dāng)兩煤層距離較小時(shí)，導(dǎo)致底部煤層中的回采巷道在采動(dòng)壓力作用下發(fā)生變形甚至破壞，增加維護(hù)成本[1-3].為此，需要研究近距離煤層開采巷道穩(wěn)定性問題，并提出有效的巷道支護(hù)方法。

曹海彬?qū)τ诮嚯x煤層圍巖支護(hù)，提出巷道采用錨網(wǎng)梁+架棚支護(hù)方案[4]；周波等指出在進(jìn)行近距離采空區(qū)下煤層開采時(shí)必須采取加強(qiáng)下伏煤層開采超前支護(hù)[5]；崔世榮提出采用“錨桿+工字鋼+單體柱”聯(lián)合支護(hù)方案[6].柳林某煤礦為近距離煤層開采，采用理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)相結(jié)合的方法，研究近距離煤層開采巷道支護(hù)方法，以保證煤層的安全高效開采。

1 工程概況

柳林某礦主采8#與9#煤層，其中8#煤層厚2.00～3.10 m，平均厚2.65 m，均為簡(jiǎn)單-較簡(jiǎn)單結(jié)構(gòu)(夾矸數(shù)0～2)，煤層穩(wěn)定，全區(qū)可采，頂板為灰?guī)r，底板為泥巖。9#煤層厚1.55～3.00 m，平均厚2.17 m，煤層傾角1°～5°，為簡(jiǎn)單-復(fù)雜結(jié)構(gòu)(夾矸數(shù)0～3)，煤層穩(wěn)定，全區(qū)可采，頂板為泥巖，底板為細(xì)砂巖。兩煤層間距11.45～19.6 m，平均間距13 m.

該礦主采8#煤層8107工作面與9#煤層9107工作面，其中工作面走向長(zhǎng)785 m，傾向長(zhǎng)167 m.107工作面東側(cè)為8107工作面，南側(cè)為采區(qū)軌道巷與皮帶巷，其中8107工作面位于9107工作面與9105工作面之間，9105工作面東側(cè)為8105采空區(qū)。兩工作面位置關(guān)系見圖1.

圖1 工作面位置關(guān)系圖

2 上覆煤層開采底板破壞深度分析

為研究上覆煤層開采對(duì)底板破壞程度，研究采用彈塑性力學(xué)理論[7]，構(gòu)建底板破壞力學(xué)模型，見圖2，可將底板破壞區(qū)域劃分為3個(gè)應(yīng)力影響區(qū)，即主動(dòng)應(yīng)力影響區(qū)、過度應(yīng)力影響區(qū)及被動(dòng)應(yīng)力影響區(qū)。

根據(jù)圖2力學(xué)關(guān)系得到如下表達(dá)式：

圖2 底板破壞力學(xué)模型圖

(1)

式中，h為底板巖層破壞高度，m；φ為底板巖層內(nèi)摩擦角，(°)；a為煤柱破壞寬度，m；β為破壞深度垂線與煤柱邊界夾角，(°).

令dh/dβ=0，可得：

(2)

結(jié)合式(1)、(2)得到底板巖層破壞深度：

(3)

根據(jù)極限平衡理論，煤柱破壞寬度表達(dá)式如下：

(4)

式中，m為采高，m；η為三軸應(yīng)力系數(shù)；f為摩擦系數(shù)；k為應(yīng)力集中系數(shù)；H為煤層埋藏深度，m；γ為頂板巖層容重，N/m3；φ1為底板巖層內(nèi)摩擦角，(°)；C為煤層內(nèi)聚力，MPa.

其中：

(5)

聯(lián)合式(3)、(4)與(5)得到底板巖層破壞深度最大值表達(dá)式：

(6)

該礦8#煤層采高2.6 m，煤層內(nèi)聚力為1.4 MPa，煤層及頂板巖層內(nèi)摩擦角分別為30°與32°，摩擦系數(shù)為0.65，覆巖容重為24 500 N/m3；應(yīng)力集中系數(shù)為4.65，8#煤層埋深300 m，將相關(guān)參數(shù)帶入式(6)，可得底板巖層最大破壞深度為12.85 m.由于兩煤層平均間距為13 m，在采動(dòng)應(yīng)力影響下，上煤層開采造成的底板巖層最大破壞深度基本達(dá)到了兩煤層平均間距。為此，下煤層回采巷道可能會(huì)遭受采動(dòng)影響，需要提前加強(qiáng)支護(hù)，保障巷道的穩(wěn)定性。

3 回采巷道支護(hù)方案

3.1 支護(hù)參數(shù)的確定

根據(jù)懸吊理論，錨桿長(zhǎng)度確定方法如下：

L=L1+L2+L3

(7)

式中，L1為錨桿外露長(zhǎng)度，取0.1 m；L2為錨桿有效長(zhǎng)度，需根據(jù)自然平衡拱理論確定；L3為錨桿錨固長(zhǎng)度，取0.3～0.4 m.

當(dāng)f≤3時(shí)，頂錨桿L2的長(zhǎng)度確定方法：

L2=[B/2+Hcot(45+φ/2)]/f

(8)

式中，f為巖石硬度系數(shù)，取1.6；B為巷寬，取4.6 m；H為巷高，取2.7 m；φ為內(nèi)摩擦角，取30°.

將相關(guān)參數(shù)帶入式(8)，計(jì)算得到L2=2.3 m，即L=2.8 m，故頂錨桿長(zhǎng)度取2.8 m.

對(duì)于幫錨桿長(zhǎng)度，L2確定方法：

L2=2(1+f1)/(1+2f1)+(B-1)/(B+1)

(9)

式中，f1為煤硬度系數(shù)，取0.8.

將相關(guān)參數(shù)帶入式(9)，得到L2=2.02 m，即L=2.52 m，故幫錨桿長(zhǎng)度取2.6 m.

通過上述分析，確定巷道頂錨桿長(zhǎng)度為2.8 m，直徑為25 mm；幫錨桿長(zhǎng)度為2.6 m，直徑為20 mm.

設(shè)計(jì)選用錨索長(zhǎng)度6 500 mm，索徑21.8 mm，孔深為6 200 mm，間距為1 200 mm，此時(shí)錨索深度與間距應(yīng)滿足以下條件：

L/S≥2

(10)

式中，L為錨索孔深度，m；S為錨索間距，m.

經(jīng)計(jì)算，該比值為5.2>2，即選用6 500 mm長(zhǎng)度錨索能夠滿足要求。

3.2 巷道支護(hù)方法

8#煤層底板巖層破壞深度可能會(huì)對(duì)9#煤層回采巷道造成影響，為此提出對(duì)9#煤層巷道采取錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法。

巷道尺寸為4.6 m×2.7 m，在巷道頂板兩幫各打1個(gè)錨桿，錨桿與水平夾角70°，巷道頂板中部打2個(gè)錨桿，桿徑25 mm，長(zhǎng)度2.8 m，采用全螺紋鋼錨桿，錨桿間排距0.8 m；頂板4根錨桿間打3根注漿錨索，索徑21.8 mm，長(zhǎng)度6.5 m，主要目的在于利用漿體加固頂板巖層，錨桿索間距1.2 m，排距0.8 m；在巷道兩幫每側(cè)打4根錨桿，其中靠近巷幫中部打2根垂直壁面的錨桿，兩側(cè)錨桿沿壁面傾斜15°，錨桿間排距0.8 m，桿徑20 mm，長(zhǎng)度2.6 m.其中，巷道兩幫錨桿采用W型鋼帶連接，頂板注漿錨索采用工字鋼連接，注漿錨索拉張力為220 kN，漿體水灰比為0.7∶1，注漿壓力3.5 MPa，巷道支護(hù)形式見圖3.

圖3 巷道支護(hù)圖

4 巷道支護(hù)數(shù)值模擬分析

4.1 數(shù)值模型構(gòu)建

為了確定下煤層巷道支護(hù)方法的可靠性，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進(jìn)行巷道支護(hù)穩(wěn)定性分析，主要分析支護(hù)巷道的應(yīng)力及位移變化情況。所構(gòu)建的數(shù)值模型長(zhǎng)350 m×寬60 m×高80 m，在模型兩側(cè)設(shè)計(jì)45 m邊界寬度避免邊界效應(yīng)的影響，劃分為35 580個(gè)單元，模型前后左右及下邊界位移約束，在模型頂部施加約12.5 MPa的載荷等效上覆巖層容重，數(shù)值模擬用巖體力學(xué)參數(shù)見表1，所構(gòu)建的數(shù)值模型見圖4.

圖4 數(shù)值分析模型圖

表1 巖體力學(xué)參數(shù)表

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)兩煤層各工作面實(shí)際位置關(guān)系，將8#煤層的8105工作面、8107工作面及9#煤層的9105工作面順次開挖，隨后進(jìn)行9105運(yùn)巷的開挖及支護(hù)，對(duì)該運(yùn)巷在研究提出的支護(hù)方法下所受垂直應(yīng)力及位移變化情況進(jìn)行分析。

4.2 數(shù)值結(jié)果分析

巷道塑性區(qū)分布情況見圖5，由于兩煤層間距較小，在上覆8#煤層工作面采動(dòng)應(yīng)力作用下，9105運(yùn)巷已經(jīng)產(chǎn)生了塑性破壞，巷道頂板主要為剪破壞，底板主要為拉破壞，巷道兩幫頂?shù)捉俏恢盟苄詤^(qū)范圍較大。支護(hù)后巷道垂直應(yīng)力變化情況見圖6，通過錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)后，巷道頂?shù)装宕嬖谝欢ǚ秶鷳?yīng)力降低區(qū)，頂板垂直應(yīng)力為3.5 MPa，底板垂直應(yīng)力為2.5 MPa，煤柱側(cè)垂直應(yīng)力為12 MPa，應(yīng)力傳播向采空區(qū)位置轉(zhuǎn)移，有效減緩了對(duì)煤柱的沖擊。

圖5 巷道塑性區(qū)分布圖

圖6 垂直應(yīng)力分布云圖

巷道位移變化情況見圖7.巷道頂板垂直位移約為45 mm，底板垂直位移約為35 mm，兩幫垂直位移較小，約為5 mm(圖7a))；對(duì)于巷道水平位移，煤柱側(cè)約為43 mm，煤幫側(cè)約為44 mm(圖7b))，可以看出巷道兩幫變形量相差較小，近似于對(duì)稱變形發(fā)展。

圖7 位移分布云圖

綜合分析，巷道頂?shù)装遄畲笞冃瘟考s為45 mm，兩幫最大變形量約為44 mm，采用錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法，可有效控制巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃危Ｕ舷旅簩酉锏赖姆€(wěn)定性。

5 現(xiàn)場(chǎng)支護(hù)效果分析

為了驗(yàn)證該支護(hù)方案的有效性，在9#煤層9105運(yùn)巷進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)，并對(duì)巷道變形情況進(jìn)行監(jiān)測(cè)，監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置情況見圖8.在工作面前方約260 m位置，布置3個(gè)測(cè)點(diǎn)，測(cè)點(diǎn)間距25 m，監(jiān)測(cè)巷道兩幫及頂?shù)装逦灰谱兓闆r，每個(gè)位置取3個(gè)測(cè)點(diǎn)的平均位移值進(jìn)行分析，監(jiān)測(cè)周期60 d.

圖8 監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置圖

巷道變形監(jiān)測(cè)結(jié)果見圖9，隨著工作面推進(jìn)，巷道頂?shù)装寮皟蓭驼w位移表現(xiàn)為先快速增加后緩慢增加特征，其中頂板最大垂直位移約為47 mm，底板最大垂直位移約為36 mm，兩幫位移量比較接近，最大位移約為44 mm，這與數(shù)值分析結(jié)果基本一致。可以看出，采用錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法，有效控制了下煤層回采巷道變形發(fā)展，保障了巷道的穩(wěn)定性。

圖9 巷道變形監(jiān)測(cè)結(jié)果圖

6 結(jié) 論

1)通過構(gòu)建近距離煤層開采底板破壞深度力學(xué)模型，計(jì)算得到上煤層開采底板巖層最大破壞深度為12.2 m，已達(dá)到兩煤層最小間距值，下煤層回采巷道可能會(huì)遭受上煤層采動(dòng)影響，需要加強(qiáng)支護(hù)。

2)針對(duì)下煤層回采巷道，研究提出了錨桿+注漿錨索聯(lián)合支護(hù)方法，給出了具體支護(hù)參數(shù)，通過數(shù)值模擬分析，該支護(hù)方案巷道頂?shù)装遄畲笞冃瘟考s為45 mm，兩幫最大變形量約為44 mm，可有效控制巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃巍?/p>

3)通過現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)監(jiān)測(cè)，巷道頂?shù)装寮皟蓭驼w位移表現(xiàn)為先快速增加后緩慢增加特征，頂、底板最大垂直位移分別為47 mm與36 mm，兩幫最大位移約為44 mm，保障了巷道的穩(wěn)定性。