極近距離煤層變厚度頂板下部回采巷道綜合控制技術

鄭仰發，張 劍，林 健，李中偉，李建波

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013；2.煤炭科學研究總院開采研究分院，北京 100013)

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采選技術

極近距離煤層變厚度頂板下部回采巷道綜合控制技術

鄭仰發1，2，張 劍1，2，林 健1，2，李中偉1，2，李建波1，2

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京 100013；2.煤炭科學研究總院開采研究分院，北京 100013)

針對三交河礦極近距離煤層采空區下變厚度頂板下部煤巷布置及合理支護的技術難題，通過上部殘留煤柱應力擴散分析與提高掘采回收效率考量，確定601首采面兩巷采用反向大錯距的布置方案。在開展現場巷道頂板窺視、錨固力測試與預緊扭矩轉化試驗的基礎上，提出了適應不同地質條件的煤巷差異化支護方案：架棚-錨桿聯合支護、錨桿-錨索支護及錨桿-鋼帶-錨索支護。在井下實施了兩條回采巷道的全進尺支護示范，監測結果表明：掘巷期間錨桿錨索工作載荷快速穩定，預緊力設計合理，圍巖最大變形量30mm；回采期間超前巷道頂板最大下沉93mm。相關回采巷道綜合控制技術保障了近距離下部煤層的安全高效開采。

極近距離煤層；巷道布置；錨桿支護；變形監測

近距離煤層群在我國大部分礦區賦存廣泛，如山西大同、西山、霍州、洪洞礦區及神東礦區、新汶礦區、開灤礦區、平頂山礦區等[1]。保守統計，近距離煤層地質儲量所占比例超過30%。隨著我國煤礦開采深度、強度的不斷增大及機械化開采技術的快速發展，部分礦區賦存條件優越的資源儲量日益枯竭，使近距離煤層下部開采問題得到高度重視，不少礦井已經開始近距離下層煤炭的開采實踐與技術研究。

目前從近距離煤層群開采研究現狀可知，許多學者通過計算機數值模擬、相似材料物理模擬試驗、力學理論計算及現場工程試驗等方法來探討不同地質采礦條件下的巷道合理布置、圍巖非穩定特征與支護方式[2-9]。本文以洪洞礦區三交河礦極近距離煤層2號下分層開采為背景，在分析采空區內殘留煤柱應力擴散影響的基礎上，考慮工作面掘采回收效率確定下部巷道的布置方式。依據現場一系列測試結果提出不同頂板厚度下的巷道差異化支護方案。通過下部煤層601首采面回采巷道的支護示范試驗及支護體受力、圍巖變形監測驗證了錨桿支護設計的合理性。

1 采空區下巷道布置方式分析

針對近距離煤層群上部開采留設區段煤柱或房柱的情況，通過數值模擬方法獲得采空區內殘留煤柱的集中應力擴散情況見圖1。煤柱集中應力在底板煤巖體中成橢球面狀分布，隨著深度增加，水平面內垂直應力峰值會逐漸減小，峰值點從開始的兩個變為一個，水平方向影響范圍也隨之增大。任一縱剖面的垂直應力呈先增后降的規律，在煤柱應力的核心包絡線邊緣之外都處于低應力區。只從應力場角度考慮，應把下層煤巷布置在煤柱集中應力影響區之外。國內大量采煤工程實踐得出經驗：極近距離煤層下部回采巷道相對上層煤柱水平錯距4～10m，以利于巷道整體維護。

圖1 采空區內殘留煤柱的集中應力分布

傳統研究的采空區下煤層巷道布置包括三種基本方式：重疊布置、內錯布置(穩定采空區底部)、外錯布置(上部煤柱下方)。內錯式造成回采面傾向長度減小，增加了巷道掘進規模，增大了區段煤柱寬度，勢必造成煤炭資源浪費；外錯式布置在煤柱應力集中范圍內，勢必造成巷道掘進期間壓力顯現劇烈，圍巖變形破壞嚴重，需要增加支護成本；重疊布置的效果處于以上兩者之間，然而實際生產中常常造成巷道持續底鼓難于維護。

三交河煤礦地處洪洞左木鄉境內，是國家一級安全質量標準化礦井，主采2號煤層(主焦煤)。井田內2號煤層上下分層間距0.1～12.0m，平均5.60m左右，2號下煤層平均厚度1.8m。五六采區上分層已回采七年以上，采空區垮落巖體早已壓實穩定。因2號煤下分層厚度較薄(平均1.8m)，礦方考慮需要提高掘采回收效率以保障礦井生產能力。隨著機械化配套能力的提高，工作面傾向設計長度可以大幅增加。該礦將回采工作面面壁長由160m擴大為250m。如圖1所示，相應將回采巷道布置在距上部煤柱水平寬度25m的穩定采空區底板下部。如此極大降低了巷道維護難度，同時提高了相同巷道掘進量對應的資源回收效率。

圖2 下部煤層601首采面回采巷道立面布置

2 現場測試評估

2.1 錨固力測試

近距離上部煤層回采后必然對下部煤層頂板造成一定損傷影響。為確保煤層與頂板巖體的可錨性滿足初始設計要求，礦方對示范巷道頂板、兩幫煤體的錨固性能開展了現場拉拔測試(非破壞性)，試驗方法依照MT1104-2009《煤巷錨桿支護技術規范》，試驗結果如表1所示。試驗區域選在副巷掘進頭距開口50m左右，頂板距上煤層采空區4m以上，錨桿直徑18mm，鉆孔直徑28mm，錨固劑直徑23mm。錨固力設計值據MT146.1-2011確定為Φ18錨桿標準屈服載荷1.2倍(102kN)。由測試值可知，示范巷道煤巖體錨固力能夠滿足錨桿支護初始設計的要求。

2.2 頂板厚度探測

試驗巷道掘入上部煤層采空區下時，在頂板鉆孔內開展高分辨率全景電子窺視。從2號煤層下分層頂板地質柱狀窺視圖(圖3)可知，頂板厚度4.5m，主要為砂質、炭質泥巖，完整性較好，1.0～1.4m出現垂直向裂隙，4.5m以上為原三采區2號上煤層采空區，破碎巖塊與薄巖層相間出現，裂隙空洞普遍，垂直應力相對原巖應力恢復不完全。

表1 副巷掘進頭煤巖體錨固力測試

圖3 副巷掘進頭頂板鉆孔窺視圖像

掘巷期間使用錨桿鉆機每天施工1～2個頂板孔，窺視2號下煤層回采巷道頂板穩定厚度及堅硬程度，601首采面兩巷道自進入采空區后的頂板窺視厚度統計結果如圖4所示。正巷頂板厚度變化范圍2.4～5.8m，平均4.0m；副巷頂板厚度變化范圍2.6～5.5m，平均4.4m；首采面傾斜長度250m，從頂板探測厚度差值上看，601首采面所處圍巖地質條件變化明顯。探測結果為巷道支護方案的差異化設計、及時調整提供地質基礎。

2.3 錨桿預緊扭矩轉化試驗

預緊力是錨桿支護設計中一項重要參數。為合理確定錨桿的安裝預緊扭矩，在現場副巷內開展了三根錨桿的扭矩與預緊力轉化試驗。根據高預應力錨桿支護理論，要求預緊拉力達到桿體屈服載荷的30%～60%，依據井下現場預緊力轉換試驗結果(圖5)，基于簡單地質條件高效掘進原則確定Φ18mm錨桿合理安裝扭矩范圍240～300N·m。

圖4 掘巷期間頂板厚度探測曲線

圖5 現場井下錨桿安裝扭矩轉化曲線

3 支護設計與監測分析

3.1 錨桿支護方案

下部煤巷位置的合理布置為掘巷簡易維護提供了技術基礎。根據試驗巷道頂板實際探測厚度變化，因地制宜設計出三種差異化支護方案。①頂板厚度在2.0～3.0m時，采用高預應力長錨桿-工字鋼棚聯合支護。頂板錨桿長度2.0m，幫錨桿長度1.6m，11號工字鋼棚棚距1.0m。②頂板厚度在3.0～5.0m時，采用高預應力錨桿-錨索支護，詳細設計參數見圖6，頂板錨桿長度2.0m，幫錨桿長度1.6m，錨索直徑17.8mm，長度3.3m，1×7股低松弛1860級鋼絞線。③頂板厚度大于5.0m時，采用高預應力錨桿-網-長錨索支護，錨桿設計參數與圖6相同，錨索長度增加為5.3m。局部頂板破碎時，采用錨桿-鋼帶-錨索支護，護表構件選用W鋼帶，采用厚度3.0mm，寬度250mm的鋼板加工而成，長度4.2m。

以上方案中頂板錨桿排距1.0m，每排5根錨桿，間距1.0m。兩幫錨桿排距1.2m，每排2根錨桿，間距1.2m。錨桿安裝預緊扭矩要求240～300N·m，配備150mm×150×6mm拱形高強度托板、調向球墊與減摩尼龍墊圈。錨索間排距2.0m×2.0m，張拉預緊力不小于150kN，配備300×300×14mm拱形高強度托板。所有錨桿錨索要求垂直圍巖壁面打設。

圖6 回采巷道頂板厚度3～5m時錨桿支護方案

3.2 掘進期間監測

為反饋驗證各種支護方案的適用性，在正副巷不同頂板厚度條件下設置了兩個綜合測站，測站均在兩巷進入上部采空區100m距離處。對錨桿錨索工作載荷、圍巖移近與頂板離層在掘巷影響下進行動態響應監測。

從圖7(a)監測結果看，副巷頂板四根(D1-D4)、右幫兩根錨桿(Y1、Y2)在距離掘進面20m范圍內，桿體承受拉力有所增大，增加值約10kN左右，整體增加幅度不大；隨著掘進面不斷延伸，錨桿受力出現小幅度波動，距掘進工作面30m時，錨桿承載力整體已基本穩定，最大拉力仍未達到桿體屈服載荷。頂板兩根錨索距掘進面30m之前，MS2承載力出現較大波動，最大增加值22kN，MS1承載力先降后增，變化不大。至監測錨索距掘進面30m后，受力逐漸趨于穩定，然而，錨索DS2初始預緊拉力明顯偏小，造成現階段承載力相比初始值出現顯著增長，增加值20kN以上。

圖7 掘巷期間回采巷道支護體工況監測曲線

從圖7(b)分析，正巷錨桿短期內預緊載荷損失較大，最大減小值29kN。安裝后第四天測站距掘進面23m左右，錨桿工作載荷開始穩定，但均比初始預緊力有明顯降低，且目前穩定值37kN、42kN、63kN基本處于設計預緊力范圍內，由此表明預緊力過高對其工作載荷沒有正面影響，對控制圍巖效果改變不大。錨索預張拉力150kN，符合設計要求，在短期掘進的影響下有微小增加，至距離掘進面20m左右時，錨索工作載荷開始穩定，穩定值160kN。

經過測站處多個監測斷面十字布樁法的連續測量，巷道兩幫移近量最大23mm，頂板最大下沉30mm左右，均在允許變形范圍內。離層長期未出現變化，頂板完整性較好。

3.3 回采期間監測

在601工作面回采期間，監測組在正副巷超前段分別選取典型斷面布設測站，采用十字布點法對兩巷所受回采礦壓影響進行動態監測。其中，正巷測站所處頂板厚度3.5m，副巷測站頂板厚度4.6m。如圖8所示，兩巷均在超前15m左右開始承受顯著的采動影響，隨之變形量快速增加。正巷因頂板厚度較薄且受老空積水潮化影響，整體變形比副巷略大；正巷頂板最大下沉量93mm，變形處于允許范圍內，保障了采空區下優質資源的安全回采。

圖8 回采期間超前巷道變形監測曲線

4 結 論

1)從應力分布角度分析了采空區下回采巷道遠離上層煤柱布置的優越性，結合提高掘采回收效率考慮，確定將首采面回采巷道布置在上部煤柱水平錯距25m的穩定采空區底板下部。

2)現場開展了巷道頂板結構窺視、錨固力測試與預緊扭矩轉化試驗，針對示范巷道不同頂板厚度

條件提出了三種相適應的差異化支護方案。顯著降低了支護材料成本，提高了掘進速度。

3)井下巷道施工監測表明，掘巷期間錨桿、錨索工作載荷快速穩定，預緊力設計合理，圍巖最大變形量30mm；回采期間超前巷道頂板最大下沉93mm。相關回采巷道綜合控制技術保障了近距離下部煤層的安全高效開采。

[1] 張百勝.極近距離煤層開采圍巖控制理論及技術研究[D].太原：太原理工大學，2008.

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The combined control technology of mining roadway under variable thickness roof of ultra-close seams

ZHENG Yang-fa1，2，ZHANG Jian1，2，LIN Jian1，2，LI Zhong-wei1，2，LI Jian-bo1，2

(1.Mining and Designing Department，Tiandi Science and Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China； 2.Mining Research Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China)

Aiming at technical problems of lower coal roadway arrangement and the appropriate support with variable thickness roof under ultra-close seams goaf in Sanjiaohe colliery，through stress distribution analysis of the upper residual coal pillar and consideration of improving mining recovery efficiency，the two roadways of 601 mining workface are located with the layout scheme of reverse long distance.Based on the on-site roadway roof peeping，anchorage force test and setting torque transformation test，different support programs are proposed for adapting different geological conditions in coal roadway：combined support with steel shed and anchor bolt，anchor bolt-cable support and anchor bolt-steel strip-cable support.In the implementation demonstration of two undermine roadways support with full excavating footage，monitoring results show that：anchor bolts working-load turned stable fast，the pretension designed rationally，with the maximum amount of surrounding rock deformation of 30mm during driving period；and during mining period，prohead roadway section deformed with the maximum amount of roof subsidence of 93mm.The related coal roadway integrated control technology guarantees the safe and efficient mining on the lower portion of the close coal seams.

ultra-close seams；roadway layout；bolting support；deformation monitoring

2016-05-15

國家自然科學基金煤炭聯合基金重點項目資助(編號：U1261211)

鄭仰發(1986-)，男，山東棗莊人，采礦工程博士，助理研究員。E-mail：zhengyangfa@126.com。

TD353

A

1004-4051(2016)11-107-05