蔡維山
(寧夏煤礦設計研究院有限責任公司,寧夏 銀川 750004)
極近距離煤層在我國煤炭資源中占很大比例,如神東礦區、大同礦區、淮南礦區等[1]。由于上下煤層之間的距離很近,上煤層開采后對下煤層頂板造成一定程度破壞,又由于上煤層開采后遺留的區段煤柱在底板形成應力集中,使得極近距離下部煤層回采巷道的合理布置及支護成為生產中的一個難題[2-4]。
本文以某煤礦13號煤層開采為研究對象,對上位煤層開采后對底板的破壞深度進行了研究,以分段支護的原則,提出對應支護方案,并對8301工作面軌道運輸巷掘進過程中的頂底板移近量、兩幫變形量進行監測,以期達到控制巷道圍巖穩定的目的,為同類型煤礦的開采提供借鑒依據。
該煤礦井田面積為11.702 4 km2,開采侏羅系大同組8~13號煤層,生產規模為120萬t/a.目前8號煤層已基本開采完畢,12號煤層僅剩1120北盤區正在生產,礦井需向13號煤層延深開拓。
12號煤層:上距11-2號層間距0.20~16.40 m,平均9.49 m,大部可采且較穩定,煤層厚度1.00~4.14 m,平均2.11 m,結構簡單,屬穩定煤層,頂板為炭質泥巖、粉砂巖,底板為粉砂巖。13號煤層:上距12號煤層層間距0.37~14.26 m,平均5.64 m,煤層西厚東薄,煤層厚度0.30~3.84 m,平均1.61 m,結構簡單,含一層或不含夾矸,頂板受采動影響,穩定性一般,頂板為粉砂巖,底板為中砂巖、細砂巖。煤巖層綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖層綜合柱狀圖
為研究12號煤層采動后對底板的破壞情況,采用鉆孔窺視的方法對其進行現場實測,由于下煤層還沒有開采,本次選取8210工作面11210膠帶運輸巷進行觀測,11210膠帶運輸巷為該工作面的復用沿空留巷。本次以開切眼取900m為觀測段,每150 m布置一組鉆孔,每組布置2個鉆孔,共12個鉆孔。鉆孔直徑42 mm,孔深10 m,每組分別距采空區側0.5m垂直布置1個鉆孔,距煤柱側0.5m垂直布置1個鉆孔,測站布置如圖2所示。

圖2 測站布置示意(m)
觀測結果分析得出,底板圍巖破壞產生有縱向裂隙、橫向裂隙、縱橫交錯破碎區域,靠近煤柱側的底板平均破壞深度大于采空區側,圍巖破碎程度隨深度增加逐漸減小,在0~2.0 m處圍底板巖破碎最為嚴重,底板最大損傷深度為3.42 m.
工作面煤層開采后將形成支承壓力,力學模型如圖3所示。由圖3可以看出,隨著工作面的推進,支承壓力不斷移動,當I區域巖體承受的應力超過極限強度時,該區域巖體將應力傳遞給II區域,II區域巖體受到擠壓作用時將應力傳遞到III區域,對底板造成一定范圍的破壞,其中e點為破壞的最深點,最終破壞點會形成一條近似平行的破壞線[5]。

圖3 底板破壞力學模型
根據滑移線場理論[5]可計算底板最大破環深度hσ:
(1)
式中:M為采厚,取2.11 m;k為應力集中系數,取3.5;γ為上覆巖層平均容重,取25 kN/m3;H為采深,取250 m;C為煤體內聚力,取1.50 MPa;φ為煤體內摩擦角,取25°;f為摩擦系數,取0.28;ζ為三軸應力系數;pi為支架對煤幫的支承力,取0;φf為底板內摩擦角,取35°.
將上述參數帶入式(1)計算得,hσ=3.1 m,可見理論計算結果與現場實測基本吻合。
由現場實測和理論計算結果可知,12號煤層開采后已對13號煤層部分頂板造成破壞,巷道支護時應考慮錨桿在破碎圍巖中的錨固性。
對于極近距離煤層,位于采空區下方的回采巷道,可以采用的支護方式主要有架棚支護和錨桿支護。當層間距較大時,因與棚式支護相比,錨桿支護有許多優點,所以目前優先采用錨桿支護;當層間距較小時,由于頂板采用傳統的樹脂錨固錨桿無法在破裂(碎)圍巖中或采空區內有效錨固,目前主要采用架棚支護。綜合理論分析和現場實際情況,對13號煤層巷道進行分段支護,將分段支護范圍按層間距定為:小于2.5 m的巷道、2.5~5.5 m的巷道、與5.5 m以上的巷道,對這三種層間距的巷道分段進行支護。
13號煤層回采巷道為矩形巷道,沿煤層頂板掘進,巷道凈斷面尺寸為3 800 mm×2 400 mm.
1) 層間距2.5 m以下巷道支護方案。由于其層間距較小及頂板較破碎,錨桿長要小于層間距厚度0.3 m,否則錨桿眼易“穿通”頂板,錨桿錨固性差,為安全起見,必須加強支護。
支護方式及參數為:拱部選用11號礦用工字鋼,鋼棚排距500 mm,工字鋼梁長3 600 mm,單體支柱間排距為3 200 mm×500 mm.頂網采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網,鋼筋網采用D6 mm鋼筋加工,網孔100 mm×100 mm.
幫部錨桿規格為D18 mm×1 800 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋,間排距800 mm×800 mm;錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板;錨桿藥卷規格以及數量為CK2360×2;幫網采用1 000 mm×2 000 mm的10號鐵絲菱形金屬網。
2) 層間距2.5~5.5 m巷道支護方案。對層間距大于2.5~5.5 m的回采巷道,拱部錨桿規格為D18 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋,錨固方式為加長錨固,間排距為800 mm×800 mm,頂板的錨桿藥卷規格以及數量為CK2360×2;錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板;鋼筋梯子梁采用D14 mm圓鋼筋加工;選用11號礦用工字鋼,鋼棚排距800 mm,工字鋼梁長3 600 mm,棚腿2 300 mm.頂網采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網,鋼筋網采用D6 mm鋼筋加工,網孔100 mm×100 mm.
兩幫支護形式和規格同2.5 m以下的巷道。
3) 層間距5.5 m以上巷道支護方案。對層間距大于5.5 m的回采巷道,拱部采用錨網索支護,設計頂鋼筋梯子梁組合,錨桿規格為D18 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋,錨固方式為加長錨固,間排距為800 mm×800 mm,頂板的錨桿藥卷規格以及數量為CK2360×2;錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm方鋼板;鋼筋梯子梁采用D14 mm圓鋼筋加工;拱部采用1 400 mm×2 000 mm的鋼筋網,鋼筋網采用D6 mm鋼筋加工,網孔100 mm×100 mm.同時對巷道采用D15.24 mm×5 000 mm鋼絞線錨索進行加強支護,錨索間排距為2 000 mm×2 400 mm;錨索托盤采用規格為300 mm×300 mm×10 mm的Q235鋼托板,用CK2360型樹脂錨固劑3卷,錨索初錨力不小于100 kN.
兩幫支護形式和規格同2.5 m以下的巷道。
通過FLAC3D數值模擬軟件對上述方案的合理性進行了驗證,結果表明回采巷道在上述方案的支護下,圍巖變形量較小,對巷道圍巖穩定性控制效果明顯,能滿足實際生產需求。
1) 層間距2.5 m以下支護方案模擬結果:垂直應力在頂板發育成拱形,垂直最大應力發生在兩幫1.5 m處,為10.1 MPa;通過垂直位移得到頂板最大下沉量為46 mm,最大底鼓量為23 mm;水平最大應力發生在幫角處,為7.6 MPa;通過水平位移得到左幫最大水平位移為32 mm,右幫最大水平位移為25 mm.模擬結果如圖4所示。

圖4 層間距2.5 m以下支護方案模擬圖
2) 層間距2.5~5.5 m支護方案模擬結果:垂直最大應力發生在兩幫1.5 m處,為12.1 MPa;通過垂直位移得到頂板下沉量為61 mm,底鼓量為25 mm;水平最大應力發生在幫角處,為10.8 MPa;通過水平位移得到左幫最大水平位移為36 mm,右幫最大水平位移為33 mm.模擬結果如圖5所示。

圖5 層間距2.5~5.5 m支護方案模擬圖
3) 層間距5.5 m以上支護方案模擬結果:垂直最大應力發生在頂部0.5 m處,為15.9 MPa;通過垂直位移得到頂板最大下沉量為56 mm,下沉范圍在頂板的0~1 m處,最大底鼓量為28 mm;水平最大應力發生在幫角處,為11.6 MPa;通過水平位移得到左幫最大變形量為36 mm,右幫最大變形量為36 mm.模擬結果如圖6所示,監測結果如圖7所示。

圖6 層間距5.5 m以上支護方案模擬圖

圖7 回采巷道圍巖變形量
8301工作面為13煤層首采工作面,選擇其軌道運輸巷掘進過程中巷道的圍巖變形量進行了38 d的監測,分別在層間距2.5 m以下、層間距2.5~5.5 m、層間距5.5 m以上的區段各布置一個測站,監測結果顯示,在2.5 m以下的區段,頂底板移近量為63 mm,兩幫移近量為46 mm;在2.5~5.5 m,頂底板最大移近量為72 mm,兩幫移近量為49 mm;在5.5 m以上的區段,頂底板最大移近量為86 mm,兩幫移近量為55 mm.綜上所述,本次監測段內,回采巷道頂底板最大移近量為86 mm,兩幫移最大近量為55 mm,巷道圍巖整體處于穩定狀態,支護效果較好。
1) 通過現場實測和理論分析得出12煤層開采后對底板的最大破壞程度為3.42 m,煤柱側破壞深度高于采空區側,底板圍巖破壞范圍內裂隙縱橫交錯,在層間距較小的區段,下煤層回采巷道支護時應充分考慮錨桿在破碎圍巖中的錨固性。
2) 下煤層回采巷道按層間距2.5 m以下、2.5~5.5 m、5.5 m以上進行分段支護,通過數值模擬和現場實測,巷道頂底板最大移近量為124 mm,兩幫移近量為67 mm,圍巖整體變形量較小,支護效果明顯,可為同類型煤礦開采提供借鑒。