近距離煤層回采巷道合理位置確定應用研究

陳朋磊，陳鑫源，劉歡歡，王 丹，梁 潔，楊景景

(河南省煤炭科學研究院有限公司，河南 鄭州 450001)

近年來，多數賦存條件較好的煤炭資源基本開采完畢，致使很多煤礦存在多煤層、近距離開采的問題，如大同礦區、新汶礦區、棗莊礦區等。國內外學者對此進行了研究，文獻[1]研究了極近距離煤層采空區下回采巷道位置及圍巖控制，針對極近距離煤層采空區底板應力分布規律，巖層厚度和力學性質等，提出了巷道支護對策及支護方案，工作面實現了安全回采；文獻[2]對深部近距離下位煤層回采巷道圍巖變形控制進行了研究，基于降低圍巖應力、提升支護強度的原則，提出了以“卸—讓—抗”為核心的動態立體支護對策，巷道支護效果良好，能有效控制巷道圍巖變形；文獻[3]借助相似材料模擬試驗，對伴生臺階斷層近距離煤層開采覆巖運移及應力變化規律進行了試驗研究。基于此，本文采用理論分析、數值模擬和現場試驗，研究了近距離煤層回采巷道合理位置。研究為類似工程條件下近距離煤層回采巷道合理位置的確定提供了借鑒。

1 己16-17-31020工作面圍巖強度參數結果

本文以己15煤層下方己16-17-31020工作面運輸巷為例，使用物理力學參數試驗，研究了巷道圍巖特性。煤巖試件為36塊，18塊用于抗剪試驗，9塊用于單軸抗拉試驗，9塊用于單軸抗壓試驗。煤巖體抗壓強度測試結果測試結果見表1—表3。

表1 煤巖體抗拉強度測試結果Tab.1 Test results of tensile strength of coal and rock mass

表2 煤巖體抗壓強度測試結果Tab.2 Test results of compressive strength of coal and rock mass

表3 抗剪強度測試結果Tab.3 Test results of shear strength

由表1—表3可知，己16-17煤底板巖樣(砂質泥巖)黏聚力為4.1 MPa、內摩擦角為33.3°、抗拉強度為2.7 MPa、平均抗壓強度為8.2 MPa；己16-17煤頂板巖樣(泥巖)黏聚力為3.3 MPa、內摩擦角為30.1°、抗拉強度為1.1 MPa、平均抗壓強度為4.2 MPa；己16-17煤黏聚力為3.3 MPa、內摩擦角為36.3°、抗拉強度為0.5 MPa、平均抗壓強度為3.6 MPa。

2 巷道布置方式選擇

近距離煤層巷道布置方式分為重疊式布置、外錯式布置和內錯式布置[4-8]。近距離煤層巷道布置方式如圖1所示。

圖1 近距離煤層巷道布置方式Fig.1 Layout of close coal seam roadway

3 下位煤層巷道合理位置

3.1 理論分析

為確保巷道圍巖的穩定性，不能將己16-17-31020工作面回采巷道布置在離己15煤層遺留煤柱底板應力影響區域，其最小水平錯距可按照式(1)計算[9-12]：

Xmin=LB+lcotδ

(1)

式中，LB為被動應力區域邊界長度；δ為己15煤柱壓力影響角；l為己16-17與己15煤層間距。

代入數據計算得：Xmin=20.1～24.8 m。為減少上覆煤層殘留煤柱對研究工作面回采的影響，當己16-17-31020工作面運輸巷采用外錯布置時，應將巷道布置在距己15煤層殘留煤柱水平24.88 m外。

3.2 數值模擬分析

3.2.1 模型建立

根據研究區域及己16-17-31020工作面地質條件，具體數值計算模型[13-20]如圖2所示。

圖2 數值計算模型Fig.2 Numerical calculation model

由于己16-17-31020工作面埋深較大，設置模型的模型邊界條件為：側壓系數約為1.1，上覆巖層應力為21.6 MPa。模型邊界條件如圖3所示。

圖3 模型邊界條件Fig.3 Boundary conditions of the model

3.2.2 數值模擬分析

(1)為了研究己15-31040工作面底板應力分布規律，己15-31040工作面測線布置如圖4所示。測線C—C′布置在煤柱軸向、應力測線B—B′布置在煤層工作面傾向中部、應力測線A—A′布置在煤層工作面走向中部。

圖4 己15-31040工作面測線布置Fig.4 Survey line layout of Ⅵ15-31040 working face

己15-31040工作面回采后底板垂直應力分布和傾向垂直應力分布特征如圖5所示。

圖5 己15-31040工作面回采后底板垂直應力分布和傾向垂直應力分布特征Fig.5 Vertical stress distribution and inclined vertical stress distribution of floor after mining of Ⅵ15-31040 working face

由圖5(a)可知，隨著模型傾向長度的增加，工作面底板垂直應力，出現增加—減少—增加—減少—穩定的趨勢，最大垂直應力為80 MPa；由圖5(b)可知，隨著模型豎向高度的增加，工作面傾向垂直應力出現增加—減少的趨勢，應力集中系數為1.01～1.23。

(2)為了研究己15-31020工作面底板應力分布規律。將工作面測線進行布置，如圖6所示。

圖6 工作面測線布置Fig.6 Survey line layout of working face

工作面回采距離分別為50、150、250、350 m時，己15-31020工作面傾向水平應力分布如圖7所示，垂直應力分布如圖8所示。由圖7、圖8可得，當己15-31020工作面開采完成后，區段煤柱內部應力峰值逐漸降低，應力集中系數為2.29，應力峰值為54.63 MPa；但是在己15-31040采空區側煤柱邊緣100 m范圍時，采空區底板應力逐漸增大，應力集中系數為1.45，底板應力為34.58 MPa；在己15-31040采空區內側25 m范圍內時，采空區底板應力處于降低區域，應力集中系數接近1。

圖7 不同回采距離下己15-31020工作面傾向水平應力分布Fig.7 Inclined horizontal stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances

圖8 不同回采距離下己15-31020工作面垂直應力分布Fig.8 Vertical stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances

結合巷道寬度、地質條件以及模擬結果因素，將己15-31040采空區下方回采巷道布置于區段煤柱水平間距25 m范圍內。

(3)為了研究己15-23160工作面底板應力分布規律。將己15-23160工作面測線進行布置，如圖9所示。回采距離分別為50、150、250、350 m時，己15-23160工作面傾向剖面應力分布如圖10所示。

圖9 己15-23160工作面測線布置Fig.9 Survey line layout of working face Ⅵ15-23160

圖10 不同回采距離下己15-23160工作面傾向剖面應力分布Fig.10 Stress distribution on the inclination profile of Ⅵ15-23160 working face under different mining distances

根據數值模擬和理論分析，將己16-17-31020運輸巷布置方式確定為外錯式；把己16-17-31020運輸巷布置在己15-31040采空區的下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。

4 工程應用

4.1 巷道布置方式

根據數值模擬和理論分析，當己16-17-31020工作面運輸巷大平距外錯上位遺留煤柱時，巷道的變形較小、容易支護，運輸巷確定采用外錯式布置。將己16-17-31020運輸巷布置在己15-31040采空區下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。巷道具體空間位置關系如圖11所示。

圖11 巷道合理布置方式示意Fig.11 Schematic diagram of reasonable layout of roadway

4.2 巷道支護技術方案

正常條件下梯形巷道支護方式如圖12所示。

圖12 正常條件下巷道支護方式Fig.12 Roadway supporting mode under normal conditions

4.2.1 正常條件下巷道支護技術

(1)頂板錨桿支護參數。高強度預應力錨桿的直徑為22 mm，長度為2 600 mm，錨桿數量為8根，錨固力不小于228 kN。間距為700 mm，排距為800 mm。采用2根規格為MSK2335的樹脂錨固劑和1根規格為MSCK2335進行錨固。托盤采用厚度為10 mm、直徑150 mm的Q235熱軋鋼板制成圓型調心托盤，使用厚度2.75 mm的BHW型鋼帶。采用直徑3.8 mm冷拔絲所制金屬網，金屬網尺寸為50 mm×50 mm。

(2)幫部錨桿支護參數。高強度預應力錨桿的直徑為20 mm，長度為2 400 mm，錨桿數量為5根，錨固力不小于188 kN。間距為750 mm，排距為800 mm。采用1根規格為MSK2335的樹脂錨固劑和1根規格為MSCK2335進行錨固。托盤采用厚度為10 mm、直徑150 mm的Q235熱軋鋼板制成圓型調心托盤。采用直徑3.8 mm冷拔絲所制金屬網，金屬網尺寸為50 mm×50 mm。

(3)頂板錨索支護參數。高強度高預緊力錨索的直徑為22 mm，長度為6 500 mm，錨桿數量為2根，極限強度不小于1 860 MPa。間距為1 200 mm，排距為1 600 mm。采用4根規格為MSK2335的樹脂錨固劑和1根規格為MSCK2335進行錨固。托盤采用300 mm×300 mm方形鋼制托盤。

4.2.2 特殊條件下巷道支護技術

當己16-17-31020工作面運輸巷礦壓顯現劇烈或過斷層時，巷道圍巖變形大，需要對巷道幫部進行錨索補強支護。巷道兩幫采用高強預緊力錨索，直徑為22 mm，長度為6 500 mm，極限強度不小于1 860 MPa，間距為1 500 mm，排距為1 600 mm，低幫布置1根，高幫布置2根。采用方形鋼制托盤15 mm、長300 mm、寬300 mm，特殊條件下巷道錨桿支護及頂錨索支護參數與正常條件下基本一致。

4.3 巷道礦壓顯現特征

(1)圍巖變形量觀測。研究對巷道表面位移情況進行了60 d的監測，得到各測站圍巖表面位移曲線如圖13所示。

由圖13(a)可知，在1號測站中，巷道的圍巖變形在6 d之后，巷道圍巖出現較大的變形，變形速率較大，在50 d之后，開始趨于穩定。巷道兩幫變形量為65 mm，巷道頂底板變形量為12 mm。由圖13(b)可知，在2號測站中，巷道的圍巖變形在5 d之后，巷道圍巖出現較大的變形，變形速率較大，在48 d之后，開始趨于穩定。巷道兩幫變形量為104 mm，巷道頂底板變形量為40 mm；由圖13(c)可知，在3號測站中，巷道的圍巖變形在4 d之后，巷道圍巖出現較大的變形，變形速率較大，在42 d之后，開始趨于穩定。巷道兩幫變形量為81 mm，巷道頂底板變形量為57 mm。

研究表明，巷道圍巖變形量均在要求范圍內，其頂底板的移近量小于兩幫的移近量，顯示巷道處于應力降低區內，巷道支護參數是合理的。因此，外錯25 m時巷道支護方式是合理的。

(2)頂板離層監測。各測站頂板離層曲線如圖14所示。其中，深部離層布置在距離頂板5.6 m位置處，淺部離層布置在距離頂板2.6 m位置處。由圖14(a)可知，在1號測站中，巷道圍巖在2 d之后，出現較大的變形，變形速率較大，在15 d之后，開始趨于穩定。巷道深部離層量為7 mm，巷道淺部離層量為6 mm；由圖14(b)可知，在2號測站中，巷道圍巖在2 d之后出現較大的變形，變形速率較大，在13 d之后，開始趨于穩定。巷道深部離層量為11 mm，巷道淺部離層量為10 mm；由圖14(c)可知，在3號測站中，巷道的圍巖在2 d之后出現較大的變形，變形速率較大，在12 d之后，開始趨于穩定。巷道深部離層量為9 mm，巷道淺部離層量為8 mm，巷道頂板離層量均在要求范圍之內。

巷道支護效果如圖15所示。由圖15可知，巷道支護效果是良好的。

圖15 巷道支護效果Fig.15 Roadway supporting effect

5 結論

(1)通過煤巖物理力學參數試驗得出，己16-17煤底板巖樣(砂質泥巖)黏聚力為4.1 MPa、內摩擦角為33.3°、抗拉強度為2.7 MPa、平均抗壓強度為8.2 MPa；己16-17煤頂板巖樣(泥巖)黏聚力為3.3 MPa、內摩擦角為30.1°、抗拉強度為1.1 MPa、平均抗壓強度為4.2 MPa；己16-17煤黏聚力為3.3 MPa、內摩擦角為36.3°、抗拉強度為0.5 MPa、平均抗壓強度為3.6 MPa。

(2)根據數值模擬和理論分析，將己16-17-31020運輸巷布置方式確定為外錯式；把己16-17-31020運輸巷布置在己15-31040采空區的下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。

(3)當巷道采用外錯25 m的方式布置時，頂板采用高強度預應力錨桿，直徑22 mm，長2 600 mm，錨桿數量為8根，錨固力不小于228 kN。間距為700 mm，排距為800 mm。幫部錨桿采用高強度預應力錨桿，直徑20 mm，長2 400 mm，錨桿數量為5根，錨固力不小于188 kN。間距為750 mm，排距為800 mm。頂板錨索采用高強度高預緊力錨索，直徑22 mm，長6 500 mm，錨桿數量為2根，極限強度不小于1 860 MPa。間距為1 200 mm，排距為1 600 mm。對其進行圍巖變形量觀測和頂板離層監測得出，巷道頂底板最大移近量為57 mm，兩幫最大收斂量為104 mm；巷道深部最大離層量為11 mm，淺部最大離層量為10 mm。試驗表明，在大平距外錯的布置方式下，巷道的支護難度低、應力環境小、控制效果好，研究有效解決了巷道大變形、高應力問題。