2 m極近距離煤層巷道支護(hù)技術(shù)研究

孟　君

(西山煤電集團(tuán)公司，　山西　太原　030053)

·試驗(yàn)研究·

2 m極近距離煤層巷道支護(hù)技術(shù)研究

孟君

(西山煤電集團(tuán)公司，山西太原030053)

摘要極近距離煤層開采是我國現(xiàn)階段煤礦開采所面臨的主要問題之一，由于煤層間距近，開采時(shí)相互影響大，支護(hù)困難。本文針對(duì)杜兒坪礦9號(hào)煤首采工作面軌道巷支護(hù)問題進(jìn)行研究，在對(duì)9號(hào)煤層鉆孔取芯測定巖層物理力學(xué)參數(shù)后進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì)，通過FLAC3D模擬技術(shù)對(duì)初步支護(hù)方案進(jìn)行分析，得出在特殊地段采用架棚+錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)能夠有效控制圍巖穩(wěn)定性，可為礦井生產(chǎn)中類似巷道支護(hù)提供經(jīng)驗(yàn)。

關(guān)鍵詞極近距離煤層；圍巖穩(wěn)定性；數(shù)值模擬；聯(lián)合支護(hù)

西山煤電集團(tuán)公司杜兒坪礦8號(hào)、9號(hào)煤層平均層間距為2 m，開采過程中相互影響較大，屬于極近距離煤層。極近距離煤層在開采過程中，由于兩煤層間距較小，上部煤層在開采過程中會(huì)影響到下部煤層巖層應(yīng)力分布規(guī)律，在煤柱下方會(huì)形成應(yīng)力升高區(qū)；上部煤層開采導(dǎo)致其底板，即下部煤層的頂板出現(xiàn)極其破碎現(xiàn)象，該破碎巖層不易控制管理，嚴(yán)重影響下部煤層的巷道圍巖穩(wěn)定性，成為制約礦井安全高效生產(chǎn)的主要原因。我國極近距離煤層開采還處于初級(jí)階段，相對(duì)于其它開采技術(shù)，該技術(shù)還不成熟，對(duì)于下部煤層開采巷道布置及支護(hù)存在著許多亟待解決的難題。

1工程條件分析

1.1　工程地質(zhì)條件

杜兒坪礦69301工作面整體呈向斜構(gòu)造，向斜軸部位于工作面后部切眼附近，軸向東北-西南向，兩翼傾角2°～6°.根據(jù)上部68301工作面及相鄰巷道構(gòu)造實(shí)際揭露情況，預(yù)計(jì)69301軌道巷開口前365 m、405 m、903 m、976 m附近將依次揭露4條H=1.8 m∠65°、H=1.2 m∠75°、H=0.7 m∠75°、H=0.6 m∠65°的正斷層；另外根據(jù)北三十五尺盤區(qū)及相鄰工作面實(shí)際揭露情況，預(yù)計(jì)69301工作面掘進(jìn)過程中還會(huì)遇到3～5條落差0.5～3.0 m的斷層。掘進(jìn)過程中有可能揭露2～5個(gè)隱伏陷落柱。

1.2　煤層及頂?shù)装迩闆r

該礦9號(hào)煤厚度變化為2.8～4.6 m，平均厚度3.1 m，較其它煤層具有厚度穩(wěn)定、結(jié)構(gòu)簡單的特點(diǎn)，但根據(jù)杜兒坪礦相關(guān)地質(zhì)資料發(fā)現(xiàn)，69301軌道巷蓋山厚度變化為367～546 m，平均厚度為487 m，其上部為68301采空區(qū)，且已經(jīng)探明在該采空區(qū)內(nèi)存在積水現(xiàn)象，采空區(qū)積水面積為31 354 m2，體積25 083 m3，最低積水標(biāo)高1 011 m，最高積水標(biāo)高1 016 m，這就使69301軌道巷支護(hù)將面臨在采空區(qū)積水下支護(hù)的問題。

1.3　工程概況

69301工作面軌道巷設(shè)計(jì)采用棚架支護(hù)和錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)的方式(巷道平面圖見圖1)，軌道巷計(jì)劃施工1 185 m，其中AC段639 m，BD段155 m，CD段89 m，DE段282 m，并根據(jù)巷道使用需求及頂板巖層情況，將巷道斷面設(shè)計(jì)為矩形斷面和梯形斷面兩種，凈斷面面積均為13.44 m2(斷面尺寸及形狀見表1).

2支護(hù)參數(shù)初步設(shè)計(jì)

2.1　圍巖穩(wěn)定性

巷道圍巖穩(wěn)定性分類見表2，69301軌道巷道埋深在350 m以上，老頂為石灰?guī)r頂板，屬于較為穩(wěn)定的石灰?guī)r頂板，所以，將其歸類為VI類不穩(wěn)定圍巖。

圖1　69301軌道巷平面圖

巷道名稱形狀凈寬/m凈高/m凈斷面/m269301軌道巷矩形4.23.213.44梯形上寬3.7下寬4.73.213.44

表2　巷道圍巖穩(wěn)定性分類表

2.2　支護(hù)的初步設(shè)計(jì)

矩形斷面采用錨網(wǎng)索支護(hù)，頂部錨采用d22 mm×2 000 mm的螺紋鋼錨桿，間排距850 mm×900 mm，兩幫幫錨采用d22 mm×2 000 mm的螺紋鋼錨桿，按照距頂300 mm，間排距800 mm×900 mm，錨索采用d21.6 mm×(5 300～8 000)mm錨索，五花布置，單排縱間距900 mm.梯形巷道斷面采用架設(shè)工字鋼棚+錨網(wǎng)索支護(hù)的方式，棚梁長4.0 m(凈口3.7 m)，棚腿長3.5 m.棚距900 mm，錨網(wǎng)索支護(hù)參數(shù)與矩形斷面支護(hù)參數(shù)相同(巷道支護(hù)見圖2).3數(shù)值模擬分析

圖2　69301軌道巷支護(hù)斷面示意圖

3.1　各巖層物理力學(xué)性質(zhì)

根據(jù)煤層及頂?shù)装迩闆r及各巖層物理力學(xué)參數(shù)進(jìn)行數(shù)值模擬，各巖層物理力學(xué)參數(shù)進(jìn)行弱化修正后見表3.

3.2　模擬方案

FLAC3D數(shù)值模擬中采用的巖層厚度及巖性為均值，考慮到模擬工作量及實(shí)際實(shí)用問題，在數(shù)值模擬過程中只研究矩形斷面的支護(hù)效果。將模型按柱狀圖由下至上建立模型，模型尺寸為50 m×20 m×30 m，模型兩邊及底部施加位移、速度約束條件，在模型頂部施加外力用以模擬未模擬巖層所產(chǎn)生的應(yīng)力，外應(yīng)力變化范圍7～10 MPa，用以模擬69301軌道巷在不同埋深下所受到的垂直應(yīng)力，模型內(nèi)部在X方向上施加內(nèi)部應(yīng)力，其值取1.5倍垂直應(yīng)力，在Y軸方向上同樣施加內(nèi)應(yīng)力用以還原圍巖真實(shí)受力過程，其值取1.25倍垂直應(yīng)力。模型邊界和載荷約束示意圖見圖3.

表3　巖層及其物理力學(xué)性質(zhì)表

圖3　模型邊界和載荷約束示意圖

3.3　模擬過程

模型建立好后，對(duì)模型進(jìn)行初始平衡，將最大不平衡力設(shè)定為1e-5，用以提高初始平衡速度。模型平衡后對(duì)模型內(nèi)部X、Y、Z方向上進(jìn)行位移清零，隨后進(jìn)行開挖，開挖巷道后立即采取相應(yīng)的支護(hù)措施，計(jì)算至模型平衡，在整個(gè)實(shí)驗(yàn)?zāi)M過程中對(duì)巷道周圍進(jìn)行應(yīng)力和位移監(jiān)測。

4數(shù)值模擬結(jié)果分析

4.1　圍巖彈塑性區(qū)分析

63901軌道巷在相同支護(hù)條件下不同埋深時(shí)巷道的彈塑性區(qū)變化情況見圖4，從圖4可以看出，埋深為300 m時(shí)，頂板及兩幫底角均出現(xiàn)剪切破壞，兩幫腰線位置最大破壞深度在1 m左右，破壞形式表現(xiàn)為對(duì)稱變形破壞；當(dāng)埋深為350 m時(shí)，頂板巖層依然保持穩(wěn)定狀態(tài)，未出現(xiàn)剪切破壞，兩幫及其底角開始出現(xiàn)破壞，底角處最大破壞深度為0.75 m左右；當(dāng)埋深為400 m時(shí)，頂板及兩幫上頂角處保持穩(wěn)定，未出現(xiàn)明顯破壞現(xiàn)象，其余位置均出現(xiàn)破壞現(xiàn)象，兩幫腰線位置破壞深度達(dá)到3 m左右，伴隨有拉伸破壞，說明此時(shí)，兩幫圍巖已進(jìn)入松動(dòng)狀態(tài)，其承載能力大大降低；當(dāng)埋深為450 m時(shí)，頂板出現(xiàn)破壞，破壞深度在1.2 m左右，其余位置破壞深度明顯增大，最大破壞深度達(dá)4 m.從整體分析得知，63901軌道巷在該支護(hù)方式下圍巖能夠維持穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。

圖4　不同埋深下63901軌道巷彈塑性分布圖

4.2　圍巖應(yīng)力分布特征

63901軌道巷在相同支護(hù)條件下不同埋深時(shí)圍巖垂直應(yīng)力分布云圖和分布曲線見圖5，圖6.從圖5，圖6可以得出，巷道在開挖初期，巷道周邊圍巖應(yīng)力得到短暫釋放，初期出現(xiàn)應(yīng)力降低現(xiàn)象，待圍巖應(yīng)力經(jīng)過二次分布后，巷道兩幫垂直應(yīng)力出現(xiàn)增高現(xiàn)象，形成應(yīng)力升高區(qū)，變現(xiàn)處應(yīng)力集中現(xiàn)象，頂板相對(duì)于兩幫應(yīng)力集中現(xiàn)象表現(xiàn)不明顯，巷道頂部出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，該處圍巖應(yīng)力僅為原巖應(yīng)力的30%～50%.兩幫破壞深度及破壞形式表現(xiàn)出對(duì)稱型，最大應(yīng)力為原巖應(yīng)力的1.65倍。

圖5　不同埋深下63901軌道巷垂直應(yīng)力云圖

圖6　不同埋深下軌道巷兩幫垂直位移分布曲線圖

圖7　不同埋深下63901軌道巷水平應(yīng)力云圖

63901軌道巷在相同支護(hù)條件下不同埋深的水平應(yīng)力分布云圖見7，在巷道兩幫處首先出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，其范圍為距巷道表面1～1.7 m，頂板上方受到水平應(yīng)力擠壓作用表現(xiàn)出拱形應(yīng)力分布狀，應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，底板兩角處變形量要大于頂角處，為防止底鼓應(yīng)該采用加大錨桿的措施，從而控制圍巖變形量。

5特殊地段支護(hù)參數(shù)

由于63901軌道巷位于8號(hào)煤采空區(qū)或煤柱下方，在巷道掘進(jìn)過程中會(huì)遇到在實(shí)體煤下、采空區(qū)下以及巷道交叉的情況，為保證巷道圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定，根據(jù)實(shí)體煤下模擬的效果對(duì)特殊地段進(jìn)行參數(shù)設(shè)計(jì)，其具體支護(hù)方式如下：

1) 巷道交叉及進(jìn)出采空區(qū)。

采用架棚+錨網(wǎng)索支護(hù)方式，頂板鋪設(shè)d4 mm×1 100 mm×2 500 mm鋼筋網(wǎng)，錨桿采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿，排距900 mm，錨索采用d21.6 mm×8 000 mm鋼絞線，五花布置，間排距2 800 mm×900 mm.兩幫鋪設(shè)2 400 mm×2 000 mm菱形金屬網(wǎng)、2 400 mm×800 mm菱形金屬網(wǎng)，錨桿采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×900 mm支護(hù)。棚梁長4.0 m(凈口3.7 m)，棚腿長3.5 m，棚距900 mm.

2) 采空區(qū)下。

采用架棚+錨網(wǎng)索支護(hù)方式，頂板鋪設(shè)d6 mm×1 100 mm×2 500 mm鋼筋網(wǎng)，其它支護(hù)參數(shù)均與巷道交叉及進(jìn)出采空區(qū)相同。

6結(jié)論

本文以杜兒坪礦69301軌道巷道為工程背景，對(duì)其巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行理論分類，通過理論計(jì)算及FLAC3D數(shù)值模擬技術(shù)對(duì)巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行設(shè)計(jì)及優(yōu)化。研究結(jié)果表明：杜兒坪礦69301軌道巷道為VI類不穩(wěn)定圍巖；巷道圍巖破壞形式主要是剪切破壞為主，巷道直接頂受8號(hào)煤回采影響，巖體破碎較嚴(yán)重；老頂為K3石灰?guī)r較為穩(wěn)定，所以在巷道支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)過程中應(yīng)該盡可能提高錨桿(索)的預(yù)緊力，在特殊地段可采取架棚+錨網(wǎng)索的支護(hù)方式進(jìn)行支護(hù)，在現(xiàn)場中應(yīng)該加大對(duì)樹脂錨固劑性能及錨桿錨固力的抽查，確保錨桿索受力狀態(tài)能達(dá)到設(shè)計(jì)要求。

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Research on Supporting Technology of 2 m Very Close Distance Coal Seam Roadway

MENG Jun

AbstractVery close distance coal seam mining is one of the main problems faced in our country at the present stage, due to the coal layer spacing is close, when mining interact each other greatly, and support is difficult. In this paper the support problems of the first mining working face track roadway in No.9 coal of Du’erping coal mine is researched. After drilling hole coring determining physical and mechanical parameters of No.9 coal seam carry out supporting design. By FLAC3D simulation technology for preliminary support schemes are analyzed. Obtains that in special sections using frame shed and bolt mesh cable combined support technology can effectively control the stability of surrounding rock, can provide the experience of similar roadway support in mine production.

Key wordsVery close distance coal seam; Stability of surrounding rock; Numerical simulation; Combined support

中圖分類號(hào)：TD353

文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼：B

文章編號(hào)：1672-0652(2015)12-0011-05

作者簡介：孟君(1973—)，男，內(nèi)蒙古商都人，1995年畢業(yè)于山西礦業(yè)學(xué)院，高級(jí)工程師，主要從事現(xiàn)代采礦技術(shù)理論研究工作(E-mail)81923720@qq.com

收稿日期：2015-10-28