采空区及煤柱下回采巷道围岩控制技术

2019-08-05熊志朋

煤矿安全 2019年6期

马鑫，熊志朋

（1.晋城煤业集团技术中心，山西晋城 048000；2.河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作 454003）

我国煤炭资源多以多煤层形式赋存，大部分矿区一般采用下行开采方式[1-3]。下行式开采过程中，上覆煤层回采完毕后，受采空区遗留煤柱在底板岩层中传递集中应力的影响，下部煤层工作面回采巷道极易发生失稳破坏，出现维护困难、返修率高等问题[4]，严重影响了工作面的安全回采。因此，研究对采空区及煤柱下回采巷道围岩控制具有重要意义[5-6]。孔德中[7]等针对上煤层开采后底板应力分布情况展开研究，分析煤柱底板应力降低区范围，同时发现由于上煤层残余保护煤柱影响，底板不同深度应力会呈现非均匀分布，从而导致巷道形成应力集中。严国超等[8]利用多种手段对不同矿区巷道合理错距展开研究，提出根据周期来压步距确定巷道位置。胡少轩等[9]发现不仅要考虑将巷道布置在应力降低区，还应尽量布置在应力改变率低的位置。上述研究针对底板应力分布规律及下部煤层巷道位置合理性进行了研究，但下煤层回采巷道与遗留煤柱在时空关系上相互交叉，巷道不同区段发生不同程度的失稳破坏,如果仅仅采用单一的支护手段，则会造成支护材料的浪费，无法达到较为理想的效果。基于此，以寺河煤矿二号井采空区下9#煤层巷道为研究对象，对采用分区优化方法对采空区及煤柱下的不同位置巷道的支护参数分析，并提出合理的支护方案。

1 巷道围岩破坏规律

1.1 工作面布置条件

晋煤集团寺河煤矿和寺河煤矿二号井分别开采3#和9#煤层，矿井之间相互独立且没有从属关系，两煤层平均间距为50 m。寺河煤矿所采的3#煤层厚度 6.2 m，倾角平均 5°，埋深平均 395 m，顶板为泥岩和粉砂岩，底板为细砂岩和泥岩；寺河煤矿二号井所采9#煤层厚度1.2 m，倾角平均3°，埋深平均445 m，顶板为粉砂岩和细砂岩，底板为砂质泥岩和细砂岩。寺河煤矿二号井正在回采九四盘区94313工作面，上部与之对应的是寺河煤矿东二盘区东翼采区2305、2306工作面采空区，两工作面间留有65 m遗留煤柱，且上下工作面呈现出3°角度交叉，上下工作面布置如图1。

图1 上下工作面相对位置图

由于上下工作面在布置上相互交叉，致使94313工作面运输巷道大部分区段位于遗留煤柱下方，其中距切眼640～1 790 m区段完全处于煤柱下方，其余区段位于采空区之下；轨道巷道943132巷完全处于采空区下方。回采巷道均为矩形断面，沿煤层底板掘进，断面尺寸为4.2 m×2.4 m，采用锚杆、锚索、钢带和金属网联合支护，2条回采巷道支护方式相同。

1.2 巷道变形特征

943133巷整体与上覆3#煤层遗留煤柱斜交，且水平间距不一，处于煤柱下方的巷道区段发生严重的失稳破坏，与采空区下巷道表现出了明显的差异。煤柱下方巷道顶板极为破碎且出现大范围“网兜状”下沉，顶板下沉量较大，同时两帮也出现大面积鼓帮现象；而采空区下方巷道收敛量较小，顶板比较完整。

在超前支承压力影响下，工作面推进至不同位置时，对煤柱下方距煤柱边缘0、15、30 m和采空区下4个区域（分别对应Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ区域）巷道断面顶底板及两帮变形量进行统计。超前影响区巷道断面移近量曲线如图2。由图2可以看出，处于煤柱影响范围之内的巷道断面变形量较其它巷道断面大，顶底板和两帮移近量较采空区下均有大幅提升，且随着与煤柱中轴线距离的逐渐减小，移近量呈现出显著增大的趋势。受到上覆遗留煤柱传递支承应力和超前支承压力的耦合叠加作用[10]，巷道局部区段顶板高度已经无法满足设备的正常通过，亟待对巷道支护参数进行优化。

图2 超前影响区巷道断面移近量曲线

根据以上巷道变形的现场观测，布置在煤柱和采空区下方回采巷道的围岩特征表现出了明显差异。位于煤柱下方的回采巷道处于应力升高区，垂直应力集中程度较大，且受非均匀应力场的影响，巷道易发生失稳破坏，表现为顶板破碎下沉、两帮移近量大；位于采空区下方的回采巷道处于应力降低区内，垂直应力集中程度较低，有利于巷道的稳定。

2 底板围岩应力分布规律

2.1 数值模型

根据3#、9#煤层实际地质条件及采掘布置情况，建立FLAC3D数值计算模型（图3）。模型共有50 700个单元，在x轴方向上取600 m，在z方向上取125 m，对下煤层回采巷道区域进行网格加密处理。采用莫尔-库仑本构模型，前后左右4个边界限制水平方向上的位移，底部边界为固定边界；模型顶面施加应力边界条件，在垂直方向施加均布荷载为7.75 MPa，侧压系数取1.24。模拟中各岩层岩石力学参数见表1。

根据现场采掘布置条件，首先开挖3#煤层2305工作面，其次开挖2306工作面，然后选用各向同性弹性模型材料对采空区进行充填，模拟现场垮落的矸石对顶板的支撑作用，弹性模型的体积模量取为1.0 GPa，剪切模量取为 0.7 GPa。根据现场 3#煤层和9#煤层采掘布置条件，下部煤层94313工作面回采巷道与上覆采空区遗留煤柱以3°角度相互交叉，因此在模型中相对于煤柱不同水平位置开掘回采巷道，并按照巷道初始支护方式，采用锚索结构单元对巷道支护进行模拟，同一巷道断面上两帮各布置2根锚杆，顶板布置4根锚杆，1根锚索，锚杆索参数与现场一致。

图3 数值计算模型示意图

表1 模型各岩层力学参数

2.2 煤柱底板岩层应力分布规律

上覆3#煤层工作面回采后，采空区及底板岩层原岩应力状态被打破，围岩应力重新分布[11-13]。煤柱承受的荷载不断在底板岩层中传递演化，致使煤柱底板岩层产生应力集中区域；然而采空区周围岩体垂直应力和水平应力均较小，处于卸压状态。回采后围岩垂直应力分布云图如图4。

图4 垂直应力分布云图

对煤柱底板不同深度岩层应力分布情况进行分析，分别在 3#煤层底板 10、20、30、40、50 m 层位处布置应力监测点，对监测数据进行分析，底板不同间距岩层垂直应力分布曲线如图5，图中2条垂直虚线为遗留煤柱边界。

图5 底板不同间距岩层垂直应力分布曲线

由图5可知，上覆3#煤层回采后，底板岩层垂直应力分布呈现出如下规律。

1）同一层位岩层在不同水平位置垂直应力表现出了明显差异，煤柱底板岩层垂直应力较大，出现了明显的应力集中区域；采空区底板岩层垂直应力较小，出现了一定范围的应力降低区。

2）随着层间距的逐渐增加，煤柱底板岩层垂直应力和水平应力逐渐降低，垂直应力由双峰值的“马鞍形”分布形式逐渐向单峰值的“钟形”分布形式转变，且垂直应力影响程度逐渐降低，而影响范围逐渐增大。

3）下部9#煤层垂直应力呈现单峰值“钟形”分布形态，煤柱中轴线下方20 m范围出现垂直应力峰值区域A，峰值应力约为15 MPa；采空区下距离煤柱边缘25 m处垂直应力降低至原岩应力，如图5中D区域。

2.3 巷道围岩应力分布特征

为了分析煤柱下方回采巷道失稳破坏特征及其原因，将回采巷道布置在煤柱中轴线正下方9#煤层位置，对巷道围岩应力、塑性区分布范围进行模拟分析。

煤柱中轴线下巷道稳定性如图6。数值模拟结果能够反映出煤柱下方巷道围岩应力及塑性区分布情况，煤柱中轴线下方巷道两帮出现垂直应力集中且呈现对称式分布，峰值应力达到原岩应力的2.3倍，急剧升高的垂直应力是导致巷道发生失稳破坏的主导因素。巷道围岩水平应力和剪切应力均维持在较小的水平，对巷道的稳定性影响较小。塑性破坏主要发生在巷道的顶板和两帮，且顶板肩角处塑性破坏有向深部岩体扩展的趋势。

为了探究原支护方案下巷道最优布置位置，对采空区下距煤柱边缘 10、20、25、30、35 m 错距回采巷道两帮垂直应力进行取点，不同布置方案巷道两帮垂直应力分布曲线如图7。当错距小于30 m时，不同错距垂直应力分布变化较大，且两帮应力集中程度不同；当错距达到30 m时，垂直应力分布趋于稳定。在原支护条件下，下部回采巷道的最优布置位置为距煤柱边缘30 m范围之外。

图6 煤柱中轴线下巷道稳定性

图7 不同布置方案巷道两帮垂直应力分布曲线

3 不同分区巷道围岩控制方案

3.1 巷道围岩控制原则

下部煤层回采巷道的稳定性主要与巷道围岩的应力分布、巷道围岩的岩性以及巷道的支护强度有关[14-16]。9#煤层回采巷道和上覆遗留煤柱相对位置关系错综复杂，布置方式不尽相同。受到遗留煤柱传递支承应力影响，巷道两帮垂直应力急剧增大，围岩达到极限平衡状态发生失稳破坏，巷帮移近量较大。巷帮两肩角处受到较大的垂直应力而无法得到释放，继而发生剪切破坏，致使顶板产生大面积下沉。

基于此，根据下煤层应力分布条件，采取分区支护的思想对不同位置巷道断面进行支护。通过对巷道破坏特征的分析，在支护参数优化时应增大顶板及肩角处的支护范围，提高两帮的支护强度。

3.2 支护参数设计

根据下部9#煤层垂直应力分布特征及巷道支护理论，采用分区支护的思想，对交叉区域巷道支护参数进行优化，交叉区域相对位置如图8。

图8 下部煤层回采巷道加强支护区域示意图

1）布置在采空区下方且与上覆遗留煤柱边缘错距超过30 m的巷道，巷道围岩应力环境较好，采用常规支护方案即可满足巷道支护强度要求。

2）布置在遗留煤柱中央20 m范围下方的巷道，如图8A区域巷道，由于巷道围岩垂直应力较大，较易发生失稳破坏，优化支护方案为：采用锚网索联合支护，顶板布置5根左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格为 φ20 mm×2 000 mm，间排距为 900 mm×800 mm；顶板布置3根钢绞线锚索，规格为φ21.8 mm×8 000 mm，间排距为1 200 mm×1 600 mm，与顶部锚杆相互交错，并铺设金属网；两帮各布置4根锚杆，间排距为500 mm×800 mm，并铺设塑性护帮网。A区域巷道优化支护断面图如图9。

图9 A区域巷道优化支护断面图

3）布置在遗留煤柱下方距煤柱中轴线10 m范围之外、距煤柱边缘30 m范围之内的巷道，如图8 B区域巷道，优化支护方案为：采用锚网索联合支护，顶板布置4根左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格为φ20 mm×2 000 mm，间排距为 1 200 mm×1 000 mm；顶板布置3根钢绞线锚索，规格φ21.8 mm×8 000 mm，间排距为1 200 mm×2 000 mm，与顶板锚杆相互交错，并铺设金属网；两帮各布置3根锚杆，间排距为600 mm×1 000 mm。B区域巷道优化支护断面图如图10。

图10 B区域巷道优化支护断面图

3.3 支护效果模拟

煤柱支承应力影响下巷道支护参数优化后，对巷道开挖支护后围岩塑性区和变形量进行分析评价。A区域巷道开挖和支护后巷道围岩的变形量如图11，顶底板移近量由原方案的345 mm下降至135 mm，降低了60.9%；两帮移近量由原来的302 mm降低至112 mm，降低了62.9%。B区域优化后巷道围岩变形量如图12，顶底板移近量由原支护方案的262 mm下降至109 mm，降低了58.4%；两帮移近量由原来的258 mm降低至105 mm，降低了59.3%。

图11 A区域优化后巷道围岩变形量

图12 B区域优化后巷道围岩变形量

支护参数优化后回采巷道塑性区分布如图13，巷道的屈服破坏范围出现明显的下降，A区域回采巷道两帮塑性破坏区域由原来的3.5 m减小至2 m，顶板由原来的3.5 m降低至2 m；B区域回采巷道两帮塑性破坏区域由原来的3 m降低至2 m，顶板由原先的3 m降低至1.5 m。巷道顶板肩角处破坏范围明显减小，且未向深部岩体扩展。

图13 优化支护参数巷道围岩塑性区

支护方案优化后，煤柱集中应力影响下巷道变形量及塑性区范围均出现大幅降低，顶板下沉量较小，巷道稳定性得到了大幅提升。

4 围岩控制效果与分析

考虑到9#煤层该开采盘区薄、开采难度大及安全性等条件，回采巷道布置在距离煤柱边缘30 m处的应力降低区内，现场94315工作面回采巷道布置方式如图14。943151巷和943153巷与煤柱边缘的错距均为30 m，避开了上覆3#煤层遗留煤柱传递的支承压力影响，工作面布置整体与上覆遗留煤柱平行，不存在交叉的情况，回采巷道采用常规支护方式进行支护。

图14 94315工作面布置示意图

为了观测巷道围岩控制效果，在943153巷掘巷期间对巷道围岩位移量和顶板离层量进行观测，观测结果如图15。巷道掘进后60 d围岩位移量趋于稳定，其中顶底板移近量最大为60 mm，两帮移近量最大为35 mm；顶板离层量在掘进后80 d左右趋于稳定，其中深基点位移量为8 mm，浅基点位移量为6 mm。由此可知，回采巷道开掘之后围岩变形量较小，顶板出现一定程度的离层，但离层量较小且趋于稳定，未出现锚杆的断裂失效，巷道能维持自身的稳定。