采空区上部掘进巷道的支护研究

2019-07-11戴晨

采矿技术 2019年2期

戴晨

采空区上部掘进巷道的支护研究

戴晨

(安徽理工大学能源与安全学院，安徽淮南市 232001)

为了探究采空区上部煤层稳定性及支护参数选取，以孙疃矿8221工作面为研究对象，拟从数值模拟角度出发，运用FLAC3D数值模拟软件对8221工作面回采巷道进行开挖模拟计算，分析距1023停采线不同位置处的应力变化规律，回采巷道掘进过程围岩应力场特征，提出不同区域的支护方案，即以架棚支护为主，局部地质条件较好区域采用锚带网支护；结果表明：优化支护后的8221回采巷道围岩变形量小，巷道支护效果明显，架棚为主、局部锚带网的支护方案可以满足孙疃矿巷道支护的要求。

上行开采；数值模拟；掘进巷道；分区段支护

巷道掘进期间，下部煤层的开采会导致上下煤层层间破断，形成砌体梁结构[1]，由此产生上覆岩层的下沉移动变形以及应力的重新分布[2]，在采空区边界上方区域形成应力增高区和应力降低区[1]。对于布置在应力增高区中的巷道，其围岩破碎必然导致支护困难[3]。目前针对采空区上方回采巷道围岩控制理论、综合技术研究颇为丰富[4−6]，在巷道支护过程中，锚杆仍然是目前控制围岩变形的重要手段[7]。但矿井地质条件相对复杂，煤矿技术人员对巷道支护设计依靠以往的工程经验，导致设计缺乏针对性。本文利用FLAC5.0结合理论分析的方法，对8221掘进巷道进行分析研究，提出不同区段的支护方案，并进行监测。

1 8221回采巷道支护研究

1.1 工程概况

8221工作面所在煤层为82煤层，巷道埋深320 m，工作面为82煤层首采面，82煤层属二叠系下统下石盒子组，工作面为一走向近于南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾角10°~20°，平均17°；煤层厚度1.06~3.43 m，平均2.25 m，属简单结构煤层；根据10煤层开采的情况，预计该面受构造及原始沉积的影响，局部煤层有增厚或变薄现象；煤层厚度变异性系数为52.7%，可采指数为1，属不稳定煤层，顶底板岩性情况见图1。

8221工作面位于1023工作面采空区上方，平均间距为60 m，巷道断面及支护如图2所示，顶板锚杆选用5套Φ18 mm×2000 mm高强锚杆，间排距为1000 mm×900 mm。锚索选用Φ17.8 mm×6300 mm，间排距为1600 mm×1800 mm。下帮部采用2套Φ18 mm×2000 mm的高强锚杆，间、排距为1000 mm×900 mm。上帮使用3套Φ18 mm×2000 mm的高强锚杆。初始支护方式在巷道掘进期间两帮移近量最大为110 mm，顶底板为87 mm，存在一定的优化空间。

图1 巷道岩层分布特征

图2 8221巷道初始支护断面

1.2 8221工作面回采巷道数值模拟研究

拟从数值模拟角度出发，运用FLAC3D数值模拟软件，对8221工作面回采巷道进行开挖模拟计算，分析距1023停采线不同位置处的应力变化规律，从而对支护参数进行优化。

1.2.1 数值模拟模型的构建

采用FLAC3D数值模拟软件研究孙疃煤矿82#煤层首采工作面8221回采巷道掘进过程中的巷道围岩变形、垂直应力和水平应力的分布情况。为更好的研究8221回采巷道掘进过程中受下部上山保护煤柱的影响，在模拟过程中，根据8221回采巷道掘进迎头距离1023停采线水平距离15 m，0 m，−15 m设置3处监测巷道断面，见图3。

1.2.2 数值模拟结果分析

结合图4各监测断面垂直应力分布分析可得：

图3 8221掘进巷道监测断面

(a) 8221回采巷道距1023停采线水平距离15 m；(b) 8221回采巷道距1023停采线水平距离0 m；(c) 8221回采巷道距1023停采线水平距离−15 m

(1) 8221回采巷道掘进初期，巷道位于1023上山保护煤柱范围内，受下部采空区和留设煤柱影响较小，而且由于内错布置方式，掘进巷道应力集中主要出现在巷道靠近保护煤柱侧。随着下部上山保护煤柱的影响不断显现，巷道两帮围岩首先破坏，两帮下部围岩应力较高，推进至距采空区边界15 m位置时，巷道位于下部采空区边界支承压力升高区范围内，监测断面应力集中值达到最大，围岩支承压力为11.9 MPa，应力集中系数为2.21，此时巷道两帮帮角高应力明显，而且顶底板位置应力集中增大，对巷道底板的影响要大于对巷道帮部。底板高应力区范围扩大，峰值升高，易发生底鼓。

(2) 随着8221回采巷道不断推进，巷道逐渐掘进至上山保护煤柱与1023采空区交界区域，巷道围岩支承压力峰值降低为9.5 MPa，应力集中系数为1.77，顶底板位置应力集中较小。

(3) 当8221回采巷道掘进至1023采空区上方15 m时，巷道围岩支承压力峰值为6.3 MPa，应力集中系数为1.18，巷道两帮高应力和顶底板位置应力集中有所降低，上山煤柱影响逐渐减少，巷道稳定性主要受下部1023采空区的影响，此后随着掘进的进行，应力集中系数逐渐趋于稳定。

1.3 巷道支护方案优化

由数值模拟分析可知，8221工作面处于1023工作面采空区上方，回采巷道未掘进前，8#煤层已受1023工作面采动影响，煤岩体出现损伤。在1023工作面停采线上部，应力较为集中，岩层破坏较为明显。在保护煤柱区域、交界区域及采空区上方区域，应力分布状态及塑性区分布状态各异。因此，8221回采巷道的支护方案在不同区域将有所不同。提出8221回采巷道在交界区域即 8221回采巷道距1023停采线水平距离15 m至−15 m范围内以U型棚支护方案为主，在地质条件较好的区域，采用锚带网支护。

1.3.1 架棚支护方案

8221回采巷道U29型棚规格：宽×高=4606 mm×3230 mm，U型钢棚棚距700 mm，顶梁使用半径2330 mm，弧长4170 mm的U型钢；两棚腿使用弧长3342 mm的U型钢。

1.3.2 锚带网支护方案

8221工作面回采巷道局部地质条件较好，区域采用锚带网支护方案。由于巷道两帮围岩的普氏系数＜2，根据普式冒落拱理论[8]。

式中：0为压力拱高度；为巷道宽度；为巷道高度；f为两帮岩层的内摩擦角；为顶板岩层的普氏系数。由巷道支护设计参数：=4.2 m，=2.6 m，f为24°，为1.7，得出冒落拱高度0=2.2 m，考虑将锚杆穿过冒落拱，所以将原有锚杆长度确定为2.5 m。

锚杆直径由下式计算：

式中：为锚杆设计锚固力，80 kN/根；T为锚杆屈服强度，400 MPa。锚杆的最佳匹配直径取20 mm。

间排距由下式计算：

式中：2为巷道顶板岩层破碎带高度；为安全系数，此处取=1.5；为岩体容重，取26 kN/m3；根据上式得出=0.93 m，考虑现场实际情况，将间排距确定为800 mm×900 mm。

煤巷两帮受到下部采空区影响，围岩发生挤压和张拉，松散破碎，造成两帮相对移近剧烈，加剧顶板下沉，因此，加固两帮可提高巷道围岩整体稳定性[9]。根据巷帮的破坏公式，帮部破坏深度为：

锚杆锚入稳定岩体内0.5 m，加上外露段长度0.2~0.3 m，最终确定帮部锚杆为2.5 m。从数值模拟可以看出，巷道两帮帮角高应力明显，而且顶底板位置应力集中增大，由此在两帮帮角增加与水平面呈15°的锚杆，间距改为900 mm。具体支护方案如图5所示。

2 巷道支护效果现场观测

在掘进巷道帮部施工1个帮部钻孔，在顶板施工2个钻孔，测站帮部孔6 m深，安装1.5 m、2.4 m、3.6 m、5 m、6 m共5个不同深度观测基点，如图6所示。表面位移观测采用十字布点法，其测量内容包括巷道两帮收敛、顶板下沉及底臌等，如图7所示。

在整个观测期间，深部位移测站不同深度测点相对孔口的位移量变化范围如下：1.5 m范围内最大围岩位移量为6 mm，1.5~5 m内的围岩最大位移量为10 mm，5~6 m范围内最大围岩位移量为14 mm。距巷道表面1~6 m范围内的岩层位移量基本保持一致，岩层间没有出现离层现象。在整个观测期间，两帮表面最大移近量为16 mm，在观测前4 d左右变形量较大，在观测8 d左右两帮位移渐趋于稳定。顶底板的最大变化量为12 mm，在观测前6 d左右变形量较大，7 d左右顶底板位移量逐渐趋于稳定。