近距离煤层回采巷道过上覆采空区巷道支护研究

陈第一

（山西焦煤集团东曲矿，山西 古交 030200）

0 引 言

煤炭一直以来是我国的主要能源，对我国的经济发展起着十分重要的作用。我国幅员辽阔，因此煤炭赋存地质条件也相当复杂，我国在上个世纪由于技术工艺的落后，大部分煤矿只开采了条件好的煤炭资源，而随着赋存条件优异煤炭资源的开采殆尽，难采煤炭资源就成为我国现阶段的主要开采部分，而近距离煤层开采在其中占很大比例[1～2]。

周楠等[3]针对近距离煤层采空区下开采采场矿压控制问题,根据某煤矿地质条件及工作面布置方式,采用物理相似模拟与现场实测相结合的研究方法,总结了近距离煤层上煤层开采完毕后,采空区下工作面回采过程中矿压显现规律。张伟[4]发现在近距离煤层下行开采过程中,由于上煤层开采造成上覆岩层垮落,覆岩岩层完整性将受到破坏,采空区下煤层开采时,工作面采场覆岩将形成整体完整性较差的松散结构,具有来压不明显、动载系数小等特点。谷栓成[5]针对上煤层已采的下煤层工作面回采时矿压显现规律不同于常规工作面的现象,在原有岩层移动理论基础上定义了承载层和主承载层的概念。

本文针对东曲矿8号煤层与9号煤层相距较近，8号煤层已经回采完毕，受8号煤采空区的影响，8号煤层底板已经受到不同程度的破坏的问题。为了保证工作面顺槽在掘进及回采过程中维持稳定，保证正常的采掘接替，本文以东曲矿19303工作面为研究背景，通过采用理论分析以及数值模拟的方法提出19303工作面顺槽的合理的支护方案。

图1 工作面综合柱状图

1 工作面概况

19303工作面北西为已形成的19301工作面，北东为矿界、黄台峰村，南西为主要大巷和黄台峰回风斜井保护煤柱，南东为已规划的19305工作面。上方8号煤层已回采，8号～9号煤的层间距为3.5～5.5m左右。直接顶为粉砂岩和砂质泥岩，厚度为2.3～3.5m，岩性特征为灰色，上部为粉砂岩，下部为砂质泥岩,含植物碎片化石，上部夹0.3m的煤；直接顶为泥岩与砂质泥岩，厚度为3.93m，岩性特征为泥岩：深黑色，下部有一至两层薄煤层，砂质泥岩：深灰色，含菱铁矿结核。工作面综合柱状图如图1所示。

2 9号煤地质力学条件

1）地应力分布特征：9号煤层最大水平主应力9.47MPa，最小水平主应力 5.57MPa，垂直应力5.53MPa，在量值上属于低值应力区。最大水平主应力方向为N30.4°W，应力场类型为最大水平主应力＞最小水平主应力＞垂直应力型应力场。相关研究表明，水平应力对巷道顶板的影响作用大于对巷道两帮的影响，结合该工作面上方有采空区存在，更需要考虑加强对巷道顶底板的控制。

2）围岩强度特征：在 19202工作面采用WQCZ-56型小孔径井下巷道围岩强度测定装置，对煤层及顶底板进行围岩强度原位测试，顶孔深度10m左右。结果显示，顶板砂质泥岩抗压强度均值为58.72MPa，粉砂岩抗压强度均值为43.54MPa，9号煤层平均抗压强度为28.67MPa。

3）巷道围岩窥视：受8号煤采动影响，8号煤层底板破坏深度约为1m。9号煤的厚度在3.5m之上，且厚度均匀，局部9号煤层含有砂质泥岩夹矸，9号煤层的顶底板均以泥岩和砂质泥岩为主。由窥视结果可知，巷道顶板煤层及岩层稳定性较好。

3 回采巷道支护数值模拟研究

3.1 模型建立及模拟方案

根据东曲矿的实际开采条件，模型尺寸为长×宽×高=200m×100m×50m。模型四个侧面为水平移动边界，底部为固定边界，模型共划分216720个单元，232512个节点。

图2 工作面顺槽巷道数值分析三维模型

模拟方案为首先开采8号煤层，待其平衡后开挖9号煤层的顺槽并进行支护运行至平衡，最后回采19303工作面，工作面开挖5m为一个循环，每个循环计算2000步，计算20个循环（工作面推进长度y=100m）之后保存回采文件。

3.2 支护参数方案

根据东曲矿的实际生产地质条件以及结合其他顺槽的支护方式，提出以下两种支护方案。

表1 顺槽锚杆（索）支护参数对比方案

3.3 支护效果模拟分析

3.3.1 支护方案对比分析

运输顺槽采用方案一、二时，巷道围岩的塑性区分布见图3。

图3 工作面前方顺槽塑性破坏图

如图3所示，对比不同支护方案下顺槽的塑性破坏情况可知，方案一的工作帮的局部破坏深度达3m左右，超过了锚杆的锚固范围会造成顺槽失稳破坏的现象。而方案二的塑性破坏范围均小于锚杆的锚固范围。因此从安全生产的角度考虑，本次研究重点分析方案二下顺槽围岩的塑性破坏、应力分布等情况。

3.3.2 8号煤采空区及区段煤柱对顺槽的影响

图4 区段煤柱下方工作面前方顺槽塑性及垂直应力图

图5 采空区下方工作面前方顺槽塑性及垂直应力图

图4、5为工作面分别位于煤柱以及采空区下顺槽的塑性破坏及应力分布图，由图可知当工作面回采至采空区下方时相比于工作面回采至煤柱下方时，顺槽破坏较为严重，但是仍在锚杆的有效锚固范围内。采空区下方顺槽煤帮的垂直应力约为30MPa，而煤柱下方为16MPa，采空区下方的垂直应力是煤柱下方的1.8倍。因此可知8号煤采空区对顺槽的围岩变形影响较大。

3.3.3 工作面回采对顺槽的影响

由三采区的工作面布置情况可知，19303工作面运输顺槽只受本工作面的采动影响。因此本次数值模拟重点研究运输顺槽在工作面前方不同距离的巷道围岩的变形情况。

1）顺槽的塑性破坏情况。

在运输顺槽的顶底板及两帮分别布置测点，监测其回采过程中巷道围岩的变形情况，如图6所示为距离工作面前方不同距离的塑性分布云图。

图6 工作面前方不同位置塑性区分布图

图 6（a）～（f）分别为工作面未采动时和工作面前方80m、60m、40m、20m、工作面处的巷道围岩塑性破坏情况（右侧巷道为本工作面运输顺槽）。图（1）显示当工作面未受采动影响时，19303工作面运输顺槽围岩较为稳定，顶板以及两帮的破坏深度约为0.5m左右，底板未出现破坏，破坏范围均小于锚杆的长度，巷道较为稳定。图2～图5所示，随着距工作面距离的减小，顺槽的顶底板及两帮的破坏范围呈现增大的趋势，但增加的幅度较小，顶底板及两帮的破坏范围达到了1m左右，均小于锚杆的有效范围，顺槽围岩仍然可以保持稳定。图6为工作面处顺槽的塑性破坏图，此处顺槽的顶板破坏较为严重，非工作帮煤壁破坏深度为1.5m左右，但仍在锚杆的锚固范围之内，运输顺槽处于稳定状态。

2）顺槽应力分布情况分析。

图7 测点位于本工作面前方不同位置处垂直应力分布

图 7（a）～（f）分别为工作面未采动时和工作面前方80m、60m、40m、20m、工作面处的巷道围岩塑性破坏情况（右侧巷道为本工作面运输顺槽）。显示随着距离工作面的解决顺槽的垂直应力呈现对称分布由于受到上覆8号煤层采空区的影响，没有出现明显的应力集中现象，顺槽两帮的垂直应力约为20MPa，且随着工作面的推进，顺槽围岩垂直应力不断扩散，且数值呈现逐渐增大的趋势。

4 顺槽位移情况分析

图8为运输顺槽表面的各位移量随测点至工作面煤壁距离变化曲线。

图8 测点位于工作面前方不同位置时运输顺槽位移变化曲线

由图可知，随着距离工作面距离的减小，巷道的围岩变形量整体上呈现增加的趋势，且工作面前方100m到40m时，巷道围岩的变形量虽然在增加但增加的幅度较小；随着工作面的推进，工作面前方40m到工作面处，运输顺槽受到工作面的采动影响较为明显，顺槽的顶底板以及两帮的移近量呈现增加的趋势且变化的幅度较大。

5 支护效果分析

为验证所选支护方案的合理性，在顺槽内每隔30m设置一个测站，采用十字测点法对顺槽的顶底板以及两帮的变形进行监测。如图所示为顺槽围岩变形情况。

图9 顺槽围岩变形图

由图9可知，当采用方案二进行顺槽支护时，0～15d顺槽围岩的变形量较大，且变形速率较大，顶底板以及两帮的移近量分别为62mm、42mm，15d后围岩变形趋于稳定。最终顺槽的顶底板以及两帮的移近量为65mm、45mm，顺槽围岩的变形较小，能够保证工作面的安全生产。

6 结 论

结合理论分析以及数值模拟确定最终的顺槽支护方案为顶锚杆Φ20×2400 mm，间排距为1000×900mm，帮锚杆Φ20×2400mm，帮锚杆间排距为1000×900 mm，顶板锚索Φ17.8×4500mm，间排距为“二二”布置2000×1800/mm，其他形式的加固方式为顶板采用W钢带+金属网，两帮采用W钢护板+金属网；通过数值模拟，确定19303工作面顺槽超前支护距离为40m；通过现场顺槽围岩变形监测可知支护方案二能够有效控制围岩变形。