極近距離下位煤層回采巷道合理布置及圍巖控制技術研究

李國棟，劉洪林，王宏志

(1.新疆大學 地質與礦業工程學院，新疆 烏魯木齊 830046；2.礦產資源生態環境保護性開采自治區教育廳普通本科高校重點實驗室，新疆 烏魯木齊 830046)

我國近距離煤層賦存廣泛，開采比重大[1，2]。許多專家學者針對近距離煤層頂板結構演化、圍巖應力分布、巷道布置及支護等方面進行了深入研究，取得了豐富的研究成果。近距離煤層開采受上位煤層采動影響，下位煤層回采巷道頂板完整性遭受破壞，加之受圍巖應力、支護手段等因素影響控制難度大，易引發冒頂及大變形等事故[3，4]。近距離煤層周圍空間應力環境復雜，上位煤層殘留煤柱應力集中，造成底板應力非均勻分布[5-7]。在上位煤層底板非均勻集中應力影響下，下位煤層巷道圍巖承載能力降低、頂板不易控制，易因局部破壞而使支護體結構整體失穩[8，9]。一般將下位煤層巷道布置在殘留煤柱邊緣應力降低區易于維護[10]。但實際上，盡管巷道處于應力降低區內，維護依然十分困難[11]。因此，殘留煤柱下回采巷道穩定性控制是近距離煤層開采面臨的重要問題。

結合山西登茂通礦3106工作面具體地質條件，綜合利用理論計算、數值模擬和現場監測等方法，對極近距離下位煤層回采巷道圍巖穩定性控制開展研究，確定出了回采巷道合理的錯距和支護方式，研究成果為同類礦區開采提供借鑒與指導。

1 工程概況

山西登茂通礦可采煤層包括2#、3#煤層，3#煤一采區已開采完畢，目前正在進行3#煤二采區開采，該采區兩煤層間距約7.0m，屬于典型的極近距離煤層[8]。2#煤厚度0.9～1.7m，平均1.3m，內生裂隙發育，賦存穩定，不含夾矸。煤層頂底板多為節理發育較好的灰色泥巖，局部為層理較為發育的砂質泥巖。3#煤層，平均埋深350m，厚度1.5～2.3m，平均1.9m，局部含一層夾矸。直接頂厚度1.4～3.0m，平均2.0m，巖性多為灰白色粉砂巖。基本頂為黑-灰色、層理較為發育的砂質泥巖，厚度2～10m，平均5.0m。直接底平均厚度4.0m，水平層理，巖性為砂質泥巖，3106工作面地層綜合柱狀圖如圖1所示。由于礦井開拓方式改變，3#煤二采區3106工作面為該地質條件下首采工作面，2#煤二采區殘留護巷煤柱寬度20.0m，嚴重影響3#煤回采巷道穩定性控制。

圖1 3106工作面地層綜合柱狀

2 極近距離煤層非均布荷載下巷道頂板穩定性分析

2.1 2#煤殘留煤柱下應力分布特征

由于2#煤工作面開采后，周圍應力場重新分布，其殘留的護巷煤柱(寬度L=20m)出現應力集中并造成底板應力非均勻分布，殘留煤柱與回采巷道的相對位置決定了3106工作面回采巷道應力狀態，進而影響巷道穩定。為分析2#煤殘留煤柱下回采巷道應力狀態，底板巖層簡化為均質半無限彈性介質，殘留煤柱對底板應力作用簡化為均布載荷q，殘留煤柱下應力計算模型如圖2所示。

圖2 殘留煤柱底板應力計算模型

利用彈性力學相關理論[5]，解得2#煤殘留煤柱下任意一點的應力M(σx，σy，τxy)：

根據3106工作面生產地質條件，2#煤層，平均埋深h=342m，覆巖平均容重γ=2.5kN/m3，煤柱應力集中系數K=2.5，均布荷載q=hγK≈21MPa，殘留煤柱寬度L=2b=20m，煤柱下深度y依次取y=3m、y=5m、y=9m、y=11m，將具體數值代入上述公式，計算得到2#煤殘留煤柱下方11m范圍內應力分布如圖3所示。

圖3 2#煤殘留煤柱底板不同深度處應力分布

由圖3可知，2#殘留煤柱下方11m范圍內的三類應力呈不均勻分布。隨著深度的增加，垂直應力峰值和水平應力峰值逐漸減小，垂直應力為單峰分布且降幅較小；水平應力峰值小于垂直應力峰值，隨深度增加峰值應力降幅較大，剪切應力峰值變化不大，在煤柱下方5～7m范圍內水平應力由單峰演變為雙峰分布；隨著距殘留煤柱中心距離增加，不同深度垂直應力區域化分布，依次為應力增高區、應力降低區和原巖應力區，煤柱邊緣應力變化劇烈，水平應力整體平穩且影響范圍較大。由于3#煤層位于2#煤殘留煤柱底板7m處，因此，3#煤層距殘留煤柱中心0～11m為應力增高區，11～24m為應力降低區且水平應力大于垂直應力，24m以外應力小于0.1q即為原巖應力區。

在非均布荷載作用下，巷道兩幫支撐結構承載能力不同即不均衡承載，且隨著非均布荷載系數k的增加，兩幫不均衡承載越顯著，結合相關研究成果[12，13]，嚴重的不均衡承載極易造成一側巷幫過度承載而破壞。由此可見，在劇烈的非均布荷載作用下，巷幫和頂板易發生局部過度承載而破壞，從而造成巷道圍巖結構整體失穩，3106工作面回采巷道布置應盡可能避開劇烈非均布荷載影響。

3 極近距離煤層回采巷道穩定性數值模擬

3.1 UDEC數值計算模型構建

為了分析不同位置處極近距離煤層回采巷道穩定性，結合3106工作面生產地質條件和巖石力學測試結果，采用UDEC軟件構建相應的UDEC-Trigon數值計算模型[14-16]。模型：長×高=220m×100m，模型底部和兩側固定，模型上部平均埋深h0為310m，覆巖平均容重γ=2.5kN/m3，模型上部施加均布荷載q0=h0γ≈7.75 MPa，巷道圍巖采用三角形塊體進行細化。塊體和接觸面分別采用Elastic模型和Mohr-Coulomb模型，煤巖層力學參數見表1。

表1 煤巖層力學參數

3.2 極近距離煤層回采巷道布置位置分析

根據回采巷道距殘留煤柱中心的距離不同，設計模擬方案見表2。巷道變形破壞特征如圖4所示，最大變形量見表3。

表2 巷道布置模擬方案

圖4 巷道圍巖變形破壞特征

表3 巷道圍巖最大變形量

由圖4可知，距殘留煤柱邊緣15m范圍內的巷道變形破壞具有顯著差異性。煤柱中心正下方，巷道受高垂直應力影響，兩幫變形嚴重，最大變形量達720mm，呈對稱分布；距殘留煤柱邊緣-2m處，受高應力且不均勻荷載在作用，巷道圍巖非對稱破壞，實煤體幫變形大于煤柱幫，最大變形量達421mm，頂板冒落；距殘留煤柱邊緣5m處，巷道受高水平應力影響，頂底板破壞嚴重，頂底板最大變形量分別達到379mm和314mm；距殘留煤柱邊緣15m處，巷道變形整體較小，基本呈對稱分布。同時，由于距煤柱邊緣不同位置處應力呈不均勻分布，距殘留煤柱邊緣不小于10m時，隨著距煤柱邊緣距離增加，應力變化較小。因此，綜合殘留煤柱底板應力不均衡分布和巷道變形破壞特征，為避免殘留煤柱應力增高區和高水平應力的應力降低區的影響，3106回采巷道布置距殘留煤柱邊緣不小于10m。

3.3 極近距離煤層回采巷道穩定性控制模擬分析

為進一步探究高強度錨桿(索)支護結構對巷道圍巖穩定性控制作用，分別采用Cable和Rockbolt單元模擬錨索和錨桿結構，選取距殘留煤柱邊緣15m處回采巷道作為基本計算模型，頂板采用錨桿、錨索支護，采用錨桿支護巷幫，錨桿(索)力學參數見表4。

表4 錨桿錨索力學參數

回采巷道圍巖變形和損傷裂隙演化規律如圖5所示。由圖5可知，不同支護條件小巷道圍巖變形和損傷裂隙發育特征具有顯著差異性。

圖5 回采巷道圍巖變形和損傷裂隙演化特征

無支護條件下，巷道圍巖變形隨著時步分階段增加，掘巷期間，1500時步時圍巖變形趨于穩定，兩幫變形大于頂板變形；3106工作面回采期間，巷道圍巖變形快速增加，頂板和煤柱幫變形速率大于實煤體幫，34000時步時實煤體幫變形達113mm，頂板和煤柱幫隨時步等速增加，最終巷道由于頂板和煤柱幫圍巖破壞而失穩；巷道圍巖損傷裂隙以剪切裂隙為主，圍巖損傷裂隙和變形呈正相關，達30000時步時，頂板和煤柱幫剪切裂隙數量基本保持不變，張拉裂隙持續增長。

有支護條件下，掘進期間，12000時步時巷道變形趨于穩定，相比無支護條件巷道變形較小；3106工作面回采期間，相比無支護條件下巷道初期變形速率較大，達27000時步時實煤體幫變形到101mm，頂板和煤柱幫變形量緩慢增加，達48000時步時巷道圍巖整體保持穩定；相比無支護條件下，圍巖剪切裂隙和張拉裂隙數量都較小，達24000時步時，實煤體幫剪切裂隙、張拉裂隙和頂板、煤柱幫剪切裂隙保持不變，煤柱幫張拉裂隙緩慢增加，達48000時步時煤柱幫張拉裂隙保持不變。

綜上所述，距殘留煤柱不同位置布置的回采巷道，巷道頂板和煤柱幫圍巖破壞特征具有顯著的差異性，引起巷道整體失穩關鍵部位有所不同；圍巖變形與損傷裂隙呈正相關，合適的錨桿(索)支護結構可有效抑制圍巖損傷裂隙的增加并使圍巖變形快速趨于穩定。因此，極近距離下位煤層回采巷道合理布置應盡可能避免殘留煤柱應力增高區和高水平應力的應力降低區的影響，同時結合引起巷道整體失穩不同的關鍵部位，選著合理的高強度錨桿(索)結構，有針對性的進行頂板和煤柱幫等關鍵部位的協同控制。

4 極近距離煤層回采巷道關鍵部位協同控制技術及效果

結合礦井實際，3106工作面回采巷道布置在距殘留煤柱邊緣15m處，巷道圍巖采用高強度錨桿(索)配合鋼筋梯子梁的聯合支護方案。頂板采用?20mm×L2000mm高強度螺紋鋼錨桿，間排距850mm×1000mm，?17.8mm×L6300mm錨索一根布置在中部，排距1000mm；兩幫使用同頂板相同規格的錨桿，實煤體幫間排距：900mm×1000mm，煤柱幫間排距：700mm×800mm，采用?17.8mm×L6500mm對穿錨索加強煤柱幫支護，3106工作面進風巷支護斷面如圖6所示。

圖6 3106工作面進風巷支護斷面(mm)

工作面回采期間，監測3106工作面進風巷圍巖變形特征，如圖7所示。由圖7可知，觀測周期(40d)內，3106工作面進風巷圍巖兩幫移近量達247mm，頂底板移近量為201mm，能夠滿足工作面正常回采要求，因此，3106工作面進風巷采用關鍵部位協同支護圍巖控制方案能夠有效控制巷道穩定。

圖7 3106工作面進風巷圍巖變形特征

5 結 論

1)殘留煤柱下應力呈區域化不均勻分布，隨著不均勻荷載系數增大，煤柱下巷道兩幫不均衡承載越顯著，頂板彎矩越大，易造成一側巷幫和頂板過度承載而破壞。

2)距殘留煤柱中心越近，巷道圍巖破壞越嚴重，穩定性越差，殘留煤柱下回采巷道布置應避開應力增高區和高水平應力的應力降低區。

3)巷道圍巖變形與損傷裂隙呈正相關，合適的錨桿(索)支護結構可有效抑制圍巖損傷裂隙的增加并使圍巖趨于穩定。

4)3106工作面回采巷道實踐表明：回采巷道布置在距殘留煤柱邊緣15m處，可減小殘留煤柱底板應力影響，采用高強度錨桿(索)關鍵部位協同支護方案，增強了頂板和煤柱幫承載能力，增加了巷道圍巖穩定性。