深井综放工作面沿空掘巷时空关系分析

任 侃

(西山煤电集团有限公司 马兰矿，山西 太原 030200)



·专题综述·

深井综放工作面沿空掘巷时空关系分析

任 侃

(西山煤电集团有限公司 马兰矿，山西 太原 030200)

某矿Ⅳ1采区所采7煤为深部开采，针对开采后期面临工作面接续紧张的问题，需要在7432工作面回采期间进行7434材料巷的开挖，以减少接续间隔时间。本文对沿空掘巷掘进与回采的合理时空关系进行研究。基于理论分析，计算得到深部采区基本顶岩梁动态稳定时间为94 d；通过数值模拟，得到巷道合理滞后时间90 d，合理滞后距离240 m；针对巷道变形规律进行实测，结果表明在现行支护方案下，巷道合理滞后距离应大于250 m，滞后时间应大于75 d. 研究结果为类似深部矿井开采后期缩短采掘接续时间提供一定的理论指导。

深部采区；沿空掘巷；时空关系；数值模拟；滞后时间；滞后距离

沿空掘巷是我国长期以来为维持回采巷道及工作面的稳定所采用的一项将巷道与采空区隔离、保证安全生产、提高煤炭回采率的技术措施。目前国内学者针对沿空掘巷的研究包括：华心祝[1]、杜晓丽[2]等对工作面侧向支承压力分布规律、孤岛面沿空掘巷矿压特征进行了研究；肖亚宁[3]、侯圣权[4]、惠功领[5]等采用大型物理模拟试验系统及数值模拟研究了沿空巷道围岩破坏演化规律；王猛[6]、张剑[7]等对沿空掘巷围岩变形规律进行了研究；韦四江[8]、闫程方[9]等针对深部大断面巷道、软岩巷道等不同的现场情况提出了相应的支护技术。当矿井进入开采中后期，随着资源的逐步枯竭，为保证企业的吨煤产量，缓解生产接续紧张，所以确定相邻工作面沿空掘巷位置和时间成为开采后期巷道矿压控制设计的首要任务。

鉴于此，本文针对某矿深部采区出现的生产接续紧张，运用理论分析、数值模拟研究相邻采区基本顶的运动规律及沿空巷道在采动影响下围岩的变形规律，综合确定相邻区段沿空掘巷的合理时间间隔，并针对该工况设计合理支护方案。研究结果为类似深部矿井解决接续紧张、提高煤炭采出率，实现安全高效生产提供一定的指导。

1 工程概况

某矿IV1采区所采7煤赋存于-785 ～-1 050 m水平(地面标高约+32 m)，属于典型的深部开采。7432综采面采用走向长臂布置，单翼仰俯采，煤层厚度3.40～5.00 m，平均厚度4.35 m，煤层倾角18°～23°，平均21°，采深为-678.802～-780.307 m，直接顶为砂质泥岩，平均厚度3.30 m，基本顶为中粒砂岩，平均厚度为6.66 m，底板为砂质泥岩，平均厚度为3.12 m. 为满足生产接续，需要在7432工作面回采期间进行7434材料道的开挖，为尽可能减少接续间隔时间，需要确定追尾施工的最小间隔时间，施工方案见图1.

图1 掘巷方案示意图

2 回采巷道基本顶岩梁下沉动态方程

2.1 基本顶侧向断裂跨度L2的确定

相邻回采工作面煤层采出后，基本顶岩梁与采空区冒落的碎胀矸石挤压在一起，形成回采巷未垮落基本顶岩梁在采空区的支承，该支承可简化成铰支座[10].其力学结构模型见图2.

图2 煤体上方基本顶岩梁力学结构模型图

根据图2所示的力学结构模型，最大弯矩发生在固支边，利用强度条件[σmax]≤[σt1]，可得到如下方程：

(1)

式中：

b1—基本顶岩梁的宽度，取单位宽度；

h1—基本顶岩梁的高度。

由(1)式利用数值分析法，可得到回采巷基本顶岩梁破断距L2为：

(2)

式中：

σt1—基本顶抗拉强度，MPa；

qz—基本顶承受载荷，MPa；

E—弹性模量，Pa；

ε—极限拉应变。

根据文献[10]及7432综放面地质资料，式(2)中的各项参数取值：σt1=9.6 MPa，qz=3.55 MPa，E=54×108Pa，ε=9×10-5，h1=18 m，代入计算得L2=20.5 m.

2.2 沿空掘巷滞后时间的确定

由翟所业，吴士良[10]的推导，得到回采巷道基本顶岩梁破断后达到稳定状态所需的时间计算公式：

(3)

式中：

η—基本顶岩梁黏性模量，MPa，取16×108；

k—碎胀岩石抗压强度，kN/m2，取24；

kc—矸石残余碎胀系数，取1.025；

qz—基本顶上部载荷，MPa，取3.55；

h—采厚，m，取2.5；

mz—直接顶厚度，m，取4.25.

代入得回采基本顶达到稳定状态所需时间为94 d，即大约在工作面回采3个月后可进行沿空掘巷。

3 沿空掘巷“时-空”关系数值模拟

3.1 数值模拟方案设计

采用FLAC3D模拟软件建立三维力学模型，采用Mohr-Coulomb准则，长480 m×宽480 m×高208 m，模拟时煤柱尺寸为7 m，岩石力学参数见表1.

表1 岩石物理力学参数表

3.2 7434材料道施工模拟结果分析

当工作面推进320 m后，开始掘进7434材料道，速率为10 m/次，当追尾掘进迎头滞后7432面 300 m时开始进行第一次模拟计算，模拟记录掘进迎头滞后工作面300 m、280 m、240 m、220 m、200 m、180 m、150 m、100 m、60 m时巷道两帮变形量及垂直应力分布情况，见图3，图4.

图3 不同滞后距离巷道变形量曲线图

从图3可以看出，掘进迎头滞后工作面距离越近，巷道围岩破坏越严重，两帮变形量越大，尤以煤柱帮的变形量最为突出。根据变形量可将其分成3部分：1) 剧烈变化区间，滞后距离180～60 m，巷道两帮的平均变形量为2.15 m，其中实体煤帮变形量的变化范围为0.73～0.85 m，煤柱帮变化范围为1.21～1.65 m. 2) 显著变化区间，滞后距离240～180 m，巷道两帮总变形量在1.4 m以上，巷道平均变形量为1.52 m. 3) 缓慢变化区间，滞后距离300～240 m，实体煤帮平均变形量仅为0.52 m，煤柱帮的变形量也降至0.65 m以下，在滞后300 m时，巷道总变形量仅有0.57 m.

图4 不同滞后距离巷道两侧垂直应力曲线图

从图4可以看出，随着远离工作面，煤柱中应力逐渐降低。实体煤中垂直应力峰值变化范围为50.15～63.2 MPa，当滞后工作面20 m时，煤柱中的垂直应力最大，达到47.7 MPa，应力集中系数为2.45. 考虑到巷道埋深大，应力水平高，结合实际施工进度，7434材料道在追尾掘进时滞后距离不宜小于240 m，滞后时间不低于90天。

4 巷道变形规律实测

沿空巷道采用矩形断面设计，断面净宽5 m，中净高3.6 m，净断面积18 m2. 巷道顶板采用5根MGL/20/2500/610/30型螺纹钢锚杆，间排距为750 mm×800 mm，压M型钢带，7对孔，钢带长4.8 m，宽145 mm，预设锚固力≥64 kN，同时采用SKP18/1×7/6200/1500/1720/5型的锚索加强支护，每排布置2根；巷道两帮各采用5根MGL/18/2200/540/26型螺纹钢锚杆，间排距800 mm×800 mm，预设锚固力≥30 kN，同时压LT3600×60/800/10/480型梯子梁。

由于掘进受采动压力过大，实际施工针对7434材料道掘进滞后7432面250 m时停止施工，在滞后350～250 m段设置11个表面位移测站(测站间隔10 m). 为清晰反映滞后不同距离时巷道的变形规律，将各测站安设后60天内累计变形量绘制成柱形图，变形结果见图5.

图5 围岩60 d累计变形统计图

当巷道滞后7432面大于320 m时(实际滞后107 d以上)，各测站两帮最大位移量为106 mm，顶底板122 mm；滞后距离在320～290 m时(实际滞后98 d以上)，巷道两帮最大位移量为234 mm，顶底板277 mm；滞后距离在290～250 m时(实际滞后76 d以上)，巷道两帮最大位移量为354 mm，顶底板382 mm.

上述监测结果表明，在采动影响下巷道的实际变形规律为顶底板变形量大于两帮变形量，当滞后距离大于300 m，实际滞后时间在98 d以上，巷道变形量得到较好控制，说明此时基本顶的断裂、回转、下沉的整个运动过程已经结束或者基本结束，内外应力场已经形成且稳定，侧向支承应力峰值已转移到煤体深部，开挖巷道后，使得巷道与煤柱均处在低应力区；而滞后距离在250～290 m，滞后时间在75～90 d，巷道变形量增幅较大，说明此时间段基本顶的运动过程正在进行，因而会对巷道的稳定性产生影响。因此，在现有支护条件下，7434材料道施工滞后距离不宜小于250 m，滞后时间应大于75 d，如若继续掘进，则需要调整支护方案并做好后期二次支护加固准备。

5 结 论

1) 通过引入基本顶侧向破断距方程和基本顶的下沉动态方程，得到IV1采区基本顶岩梁回转下沉达到稳定时所用时间T=94 d.

2) 模拟表明，掘进滞后距离应大于240 m，合理滞后时间应大于90 d；结合现场实测，巷道合理滞后距离应在250～300 m，得到滞后时间为75～100 d，当接续紧张时可适当缩短滞后距离，但需调整支护方案以保证巷道施工安全。

[1] 华心祝,刘 淑,刘增辉,等.孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J].岩石力学与工程学报,2011,30(8):1646-1651.

[2] 杜晓丽,宋宏伟,陈 杰.采矿动压对附近巷道围岩应力影响的分析[J].三峡大学学报(自然科学版),2011,33(1):51-54.

[3] 肖亚宁,马占国,赵国贞,等.沿空巷道三维锚索支护围岩变形规律研究[J].采矿与安全工程学报,2011,28(2):187-192.

[4] 侯圣权,靖洪文,杨大林.动压沿空双巷围岩破坏演化规律的试验研究[J].岩土工程学报,2011,33(2):265-268.

[5] 惠功领,牛双建,靖洪文,等.动压沿空巷道围岩变形演化规律的物理模拟[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):81-85.

[6] 王 猛,柏建彪,王襄禹,等.迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):197-202.

[7] 张 剑.强烈动压影响瓦排巷围岩控制技术研究[J].煤炭工程,2013(2):76-79.

[8] 韦四江,勾攀峰,王满想.深井大断面动压回采巷道锚网支护技术研究[J].地下空间与工程学报,2011，7(6)：42-43.

[9] 闫程方,林登阁,王道团.侧采动压软弱地层巷道支护技术[J].煤矿开采,2013,18(3):57-59.

[10] 翟所业,吴士良.沿空送巷的理论探讨[J].采矿与安全工程学报,2003,20(2):45-46.

Analysis on Space-time Relationship of Gob Side Entry Driving in Deep Well Fully Mechanized Caving Face

REN Kan

The reasonable space-time relationship between roadway driving and mining is studied. Based on the theoretical analysis, the dynamic stability time of the basic roof rock beam is 94 d，the reasonable lagging time is 90 d and the reasonable lagging distance is 240 m. The deformation of the roadway is spontaneously measured, the results show that according to the scheme, the reasonable lagging distance of the roadway should be larger than 250 m and the lagging time should be longer than 75 d. The results provide some theoretical guidance for shortening the excavation time in the later stage of deep mining.

Deep mining area; Gob side entry driving; Space-time relationship; Numerical simulation; Lagging time; Lagging distance

2017-03-08

任 侃(1988—)，男，山西平遥人，2011年毕业于太原理工大学，助理工程师，主要从事煤矿采煤技术工作

(E-mail)413728156@qq.com

TD32

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1672-0652(2017)05-0053-04