近距離煤層采空區(qū)下裂隙發(fā)育頂板巷道支護(hù)技術(shù)研究

張士鈺

(山西焦煤集團(tuán)有限責(zé)任公司官地礦，山西省太原市，030053)

近距離煤層開(kāi)采是我國(guó)煤層開(kāi)采類(lèi)型中最為難以管理的類(lèi)型之一，特別是當(dāng)層間距極近或者頂板松軟破碎時(shí)。近距離煤層圍巖控制難題的關(guān)鍵在于上部煤層開(kāi)采后對(duì)上、下兩煤層的夾層造成損傷，特別是下行開(kāi)采時(shí)，下部煤層頂板遭到破壞性損傷，且上部煤層開(kāi)采后遺留煤柱中形成高的應(yīng)力集中區(qū)，集中應(yīng)力向下部巖體或煤層中擴(kuò)散，當(dāng)下部采空區(qū)下巷道位置選擇不合理時(shí)，巷道維護(hù)更是極其困難。近距離煤層布置巷道的原則之一是將巷道布置在采空區(qū)下方的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，而采用反向內(nèi)錯(cuò)開(kāi)采時(shí)下部煤柱留設(shè)過(guò)大，浪費(fèi)大量煤炭資源，采用小煤柱時(shí)，由于上、下煤層采動(dòng)相互影響嚴(yán)重，會(huì)造成應(yīng)力集中明顯，巷道圍巖難以控制，國(guó)內(nèi)外學(xué)者針對(duì)近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采進(jìn)行了大量的研究并取得了重多研究成果。本文針對(duì)近距離煤層采空區(qū)下裂隙發(fā)育頂板巷道開(kāi)展研究，特別是針對(duì)巷道布置位置選擇、裂隙發(fā)育頂板巖結(jié)構(gòu)窺視分析、應(yīng)力降低區(qū)范圍確定和裂隙發(fā)育頂板圍巖控制開(kāi)展研究，并進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)。

1 巷道圍巖結(jié)構(gòu)窺視分析

充分掌握巷道圍巖性質(zhì)及結(jié)構(gòu)是開(kāi)展巷道支護(hù)設(shè)計(jì)的前提，而目前在進(jìn)行巷道設(shè)計(jì)時(shí)通常采用礦井初探期間的鉆孔地質(zhì)資料和經(jīng)驗(yàn)數(shù)據(jù)來(lái)確定，或者通過(guò)鉆孔巖粉的成分來(lái)分析頂板的狀況，缺乏及時(shí)性和準(zhǔn)確性，特別是遭受上部煤層開(kāi)采破壞后的下部煤層頂板，前期的柱狀資料可能無(wú)法反映真實(shí)狀況，因此需要采取掘進(jìn)過(guò)程進(jìn)行鉆孔窺視方案進(jìn)行直觀(guān)的、適時(shí)的觀(guān)測(cè)，較為準(zhǔn)確地掌握近距離上、下兩煤層夾層裂隙發(fā)育狀況。

官地礦13513副巷位于3#煤層，平均厚度3.3 m，平均傾角8°。2#和3#煤層間距約8.1 m，但變化幅度大。該區(qū)域2#煤已經(jīng)大部分采空，13513工作面上部為12517工作面和12519工作面采空區(qū)，二者煤柱寬度為25 m，屬于典型的近距離煤層采空區(qū)下巷道掘進(jìn)，通過(guò)在采區(qū)集中巷開(kāi)展鉆孔圍巖結(jié)構(gòu)窺視，得到區(qū)域頂板狀況如圖1所示。由圖1可知，近距離煤層層間距變化幅度大，層間距厚度不穩(wěn)定，上下波動(dòng)達(dá)3 m以上；夾層裂隙發(fā)育程度高，特別是在0～0.5 m、1.1～1.5 m、2.1～2.4 m、2.8～3.3 m、6.3～7.2 m范圍內(nèi)，孔壁粗糙，巖層較松散，橫向裂隙和縱向裂隙貫通發(fā)育，裂隙發(fā)育程度高，松軟破碎，在鉆孔時(shí)成孔效果差。

官地礦目前常用的錨桿長(zhǎng)度在1.8～2.4 m之間、錨索長(zhǎng)度在4.3～8.3 m之間，錨桿和錨索錨固范圍內(nèi)巖層裂隙發(fā)育，影響錨固效果。對(duì)于提高裂隙發(fā)育巖體錨固力，一方面盡量將錨固端錨固到穩(wěn)定巖層中，同時(shí)采用全長(zhǎng)錨固；另一方面采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。

圖1 頂板圍巖結(jié)構(gòu)窺視圖(單位：m)

2 巷道合理位置確定

2.1 巷道布置位置優(yōu)選

對(duì)于近距離煤層開(kāi)采而言，為了避免上部煤層開(kāi)采遺留煤柱對(duì)下部煤層巷道產(chǎn)生影響，根據(jù)下部煤層巷道應(yīng)布置在應(yīng)力降低區(qū)的原則下，將下部煤層巷道布置在采空區(qū)下，通常狀況下采用反向內(nèi)錯(cuò)布置方式。該種方式可避開(kāi)上部煤層應(yīng)力集中的影響，但是下部煤柱寬度要大于上部煤柱，當(dāng)上部煤柱寬度為20 m時(shí)，下部煤柱寬度一般至少為40 m，造成了大量的煤炭資源損失。

為了避免受上部煤柱應(yīng)力集中影響，同時(shí)減少下部煤層開(kāi)采煤柱損失，提出采用同向內(nèi)錯(cuò)布置方式，如圖2所示，將下部煤層的兩個(gè)相鄰工作面回采巷道均布置在采空區(qū)下方，二者可采用小煤柱開(kāi)采，同時(shí)將上部煤層煤柱“甩”到工作面中部位置，這種方式可能會(huì)造成工作面中部壓力較大，但考慮到官地礦支架的支護(hù)強(qiáng)度高、工作面推進(jìn)速度快、層間距相對(duì)較厚，可有效避免煤柱對(duì)工作面回采的影響。官地礦采用此種方式至少減少煤柱寬度20 m，節(jié)約煤炭資源約8萬(wàn)t，關(guān)鍵在于大幅降低了巷道的維護(hù)難度，取得了良好的經(jīng)濟(jì)技術(shù)效益。

圖2 同向內(nèi)錯(cuò)布置示意圖

2.2 上部煤層開(kāi)采應(yīng)力分布狀況

13513工作面副巷上部為12517工作面和12519工作面，下部煤層巷道主要受上部遺留煤柱應(yīng)力集中的影響，為此采用數(shù)值模擬的方式分析了上部?jī)晒ぷ髅骈_(kāi)采后煤柱的應(yīng)力集中對(duì)下部煤層應(yīng)力分布特征的影響。

已知12517工作面同12519工作面間凈煤柱寬度約為25 m，12517工作面和12519工作面回采后煤柱應(yīng)力分布情況如圖3所示。由圖3可知，煤柱中形成的支承壓力呈馬鞍狀分布，靠近12519工作面的峰值為16.13 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)3.25，而靠近12517工作面的支承壓力峰值為24.06 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為4.86，在煤柱中央，應(yīng)力最小值為13.16 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.66，仍高于原巖應(yīng)力。煤柱中形成的支承壓力峰值靠近12517工作面一側(cè)要高于靠近12519工作面一側(cè)，煤柱上的應(yīng)力分布除了與巖性有關(guān)外，還與回采順序相關(guān)。

2.3 近距離下部煤層應(yīng)力分布特征

對(duì)于近距離煤層開(kāi)采而言，下部煤層開(kāi)采巷道支護(hù)研究的主要對(duì)象就是上部煤層殘留煤柱及采空區(qū)底板。上部煤層采出后，整個(gè)采場(chǎng)底板處于應(yīng)力降低區(qū)，而殘留煤柱內(nèi)形成了高集中應(yīng)力，高集中應(yīng)力會(huì)向底板傳遞和擴(kuò)散，分析煤柱集中應(yīng)力分布特征，有助于搞清楚下部煤層頂板應(yīng)力集中區(qū)域，巷道布置避開(kāi)高應(yīng)力范圍。

圖3 上部煤層采空后煤柱中支承壓力分布曲線(xiàn)

12517和12519兩個(gè)工作面回采后3#煤層采空區(qū)一側(cè)底板應(yīng)力分布曲線(xiàn)如圖4所示。由圖4可知，3#煤層所承受的支承壓力明顯升高，最大支承壓力為19.71 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)3.98。煤柱正下方的3#煤體中38.36 m的范圍內(nèi)屬于應(yīng)力增高區(qū)，大于上部煤柱的寬度(25 m)。當(dāng)巷道布置在12517工作面采空區(qū)下方時(shí)，巷道應(yīng)該布置在距12517工作面采空區(qū)邊緣水平距離20.24 m之外的應(yīng)力降低區(qū)之內(nèi)。

根據(jù)上述應(yīng)力分析，考慮到官地礦該工作面的布置情況，將13513工作面副巷距12517采空區(qū)邊緣的水平距離調(diào)整至57 m，使得巷道完全位于12517工作面采空區(qū)底板的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。

圖4 上部煤層回采后底板3#煤層中應(yīng)力分布曲線(xiàn)

3 支護(hù)方案

通過(guò)優(yōu)化巷道布置位置，使得13513工作面副巷處于非常有利的應(yīng)力環(huán)境，但是通過(guò)窺視結(jié)果發(fā)現(xiàn)3#煤頂板屬于裂隙發(fā)育頂板，同樣難以控制，為此一方面盡量將錨固端位于穩(wěn)定巖層中，同時(shí)采用全長(zhǎng)錨固；另一方面特別破碎時(shí)采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。通過(guò)一次支護(hù)完全控制頂板變形，避免裂隙的進(jìn)一步擴(kuò)容變形，提出采用高預(yù)應(yīng)力全長(zhǎng)錨固強(qiáng)力支護(hù)系統(tǒng)控制頂板變形，頂板采用?20 mm×2000 mm螺紋鋼錨桿支護(hù)，錨桿間排距900 mm×1000 mm，配W型鋼帶BHW3-280-3800-900-5；兩幫均采用?20 mm×2000 mm螺紋鋼錨桿支護(hù)，錨桿間排距為1000 mm×1000 mm，配鋼筋托梁；采用1卷MSCK2360和1卷MSK2380型樹(shù)脂錨固劑；錨索長(zhǎng)度5.3 m，錨索間距1.8 m，排距2.0 m，采用1卷MSCK2360和2卷MSK2380型樹(shù)脂錨固劑。設(shè)計(jì)錨桿預(yù)緊力不低于50 kN，錨索張拉力不低于200 kN。

通過(guò)對(duì)掘進(jìn)期間巷道的表面位移量進(jìn)行觀(guān)測(cè)可知，巷道頂板的最大下沉量為23 mm,兩幫移近量為35 mm，巷道的變形量很小，并且掘進(jìn)期間沒(méi)有出現(xiàn)冒頂狀況，巷道得到有效控制，不影響工作面正常回采工作。

4 結(jié)論

(1)近距離煤層下部煤層巷道布置位置非常重要，采用同向內(nèi)錯(cuò)布置，不僅使得巷道處于低應(yīng)力環(huán)境，同時(shí)大幅度降低煤炭資源損失。

(2)對(duì)于裂隙發(fā)育頂板，應(yīng)采用全長(zhǎng)錨固將錨固端錨固穩(wěn)定巖層中，而當(dāng)頂板特別破碎時(shí)采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。

(3)對(duì)于近距離煤層采空區(qū)下裂隙發(fā)育頂板煤層巷道，采用高預(yù)應(yīng)力全長(zhǎng)錨固強(qiáng)力支護(hù)系統(tǒng)，加大護(hù)表面積和強(qiáng)度很好地控制了圍巖的變形，取得了良好的效果。