分层开采采空区下大断面切眼支护

2021-08-11吕情绪董俊亮

科学技术与工程 2021年20期

吕情绪，董俊亮，柴敬

(1.国家能源投资集团有限责任公司，神东煤炭集团有限责任公司，神木 719315； 2.西安科技大学能源学院，西安 710054；3.西安科技大学，教育部西部矿井开采与灾害防治重点实验室，西安 710054)

开切眼是工作面前期安装设备的必要场所，同时也是整个采煤面的一部分，由于生产设备的日益大型化和智能化的出现，使得开切眼的跨度越来越大，出现了大断面开切眼难以维护的现象。而分层开采下分层掘进大断面切眼工程在中外更是鲜见报道。大柳塔矿活鸡兔井现对遗留下分层煤层资源进行回收，不可避免地面临上覆采空区下开掘切眼问题。

有学者针对支护材料进行研究，刘文娟为进一步研究注浆锚杆的支护作用机理，对围岩塑性变形区域、围岩潜在破裂面等进行了分析计算；同时对锚杆阵列布置、锚杆有效长度等进行了优化设计，推导出了对应的计算公式[1]。邓亮等[2]研究了锚杆形态参数对杆体-砂浆界面剪切性能的影响，开展了杆体-砂浆界面二维等效侧限剪切试验，探究了不同法向应力下各锚杆形态参数对界面峰值剪切强度τmax、剪切耗能值E的影响。

学者们针对复杂地质条件开展了大量研究。辛光明等[3]针对深部岩巷非对称变形破坏的现象,采用力学理论分析结合数值模拟的方法进行研究分析，提出了“关键变形部位补偿加强支护”的控制对策，采用非对称加强支护形式，可以有效控制巷道非对称变形，巷道围岩稳定性大大提高；谷拴成等[4]利用Hoek拟合的位移释放系数方程来描述空间效应下的巷道围岩纵向变形规律，采用FLAC3D模拟分析进行对比，在开挖面处围岩位移释放约为31%，利用开挖面的空间效应及时地对巷道进行支护,能够有效控制巷道前期变形，减缓巷道围岩塑性区的发展；赵明洲等[5]通过研究大厚度薄层复合顶板煤巷变形剧烈问题，分析巷道变形破坏的主要原因，基于悬吊理论和组合梁理论,提出了“高强联合支护技术”,并对支护参数进行了优化，针对复杂地质条件，大多数研究手段就是利用理论分析、数值模拟进行优化分析，提出优化建议，然后通过现场进行验证围岩控制效果。

针对活鸡兔井，高登云等[6]对大柳塔矿活鸡兔井12306工作面过沟谷下坡段矿压规律进行分析，认为在过沟谷下坡段时应严格保证支架初撑力到位，且留一定厚度顶煤防止来压时顶煤过度破碎；姚海[7]以活鸡兔井1-2下202工作面采煤工程为案例，对综采一次采全高和综采放顶煤采煤法进行了对比研究，采用理论分析、数值模拟、相似模型试验等研究方法验证了选用综放开采法的合理性，研究指出顶煤在上分层开采底板破坏及本工作面支架反复支撑下冒放性较好。

活鸡兔井1-2煤复合区煤层厚度为10 m，由于10年前上分层各综采面回采时均未铺网，导致下分层回采顶板控制难度大、安全性较差。在1-2煤下分层1-2下202工作面综放开采技术中，回采巷道采用外错式布置，回采时工作面无明显强矿压显现，周期来压平缓，煤炭回收率较高。回采过程中对局部顶煤缺失段采取降低采高、卧底回采、留设300 mm厚顶煤、加快推进等措施取得较好效果[8]。

在采空区下巷道支护研究方面，赵兴华[9]针对石圪台矿近距离煤层1-2上煤采空区下1-2煤大断面切眼支护困难，通过钻探得出层间距仅为0.74～2.98 m，切眼断面尺寸为7.9 m×3 m，综合切眼实际生产条件，采用“锚杆+钢筋网片+锚索+钢梁棚+单体支柱”联合支护方案；郝登云等[10]针对孙家沟煤矿特厚综放工作面回风巷冒顶、两帮内挤及底鼓变形严重问题，采用现场实测、数值模拟、理论分析等方法研究回采巷道失稳机理及主要影响因素；吴昕[11]分析了开切眼顶板稳定性，从多方面探讨了开切眼一次支护可行性，根据工程类比法确定了开切眼一次成巷支护方案，并对围岩变形进行了监测。

已有研究对采空区下巷道掘进及支护方面做出一系列有益探索[12-14]，主要集中巷道掘进工艺、支护方案、围岩变形监测及稳定性控制等方面。针对研究工程条件下的分层开采下分层采空区下、大断面切眼支护方案及优化研究较少。基于此，采用数值模拟对设计支护方案进行支护效果分析，并通过工程应用及现场实测验证支护方案的合理性。针对该问题进行科学研究与工程应用，不仅为后续工作面开采提供参考依据，也为中外类似条件煤炭资源的回收利用提供良好借鉴。

1 工程背景

大柳塔矿活鸡兔井1-2煤层复合区北翼平均煤厚为10 m，埋深为63～87 m，平均埋深为80 m。1-2煤层分上下两层进行开采，上分层共布置5个综采工作面，2001—2006年，神东公司对该盘区进行回采，由于综采装备制造水平的限制，设计采高为4.5～5 m，剩余6 m厚的煤层保留在上分层采空区下，剩余煤炭资源超过3 000万t未被回收。由于当时没有成熟的下分层开采经验，上分层回采完毕未对下分层进行开采。现今计划将1-2煤下分层工作面布置在1-2上203面采空区下，但上分层综采回采时底板局部下凹或顶煤局部留设过厚，且回采时未采取铺网等人工制造假顶措施，可能对下分层开采造成较大影响，回采期间将可能面临顶板冒落、煤层自燃发火、水灾、有害气体外泄等一系列复杂的技术难题。

2 支护方案设计

1-2下203工作面掘进巷道包括1-2下203切眼、调车硐室、端头架窝及采煤机机窝。1-2下203切眼在掘进期间主要承担运煤、回风和辅助运输等工作，调车硐室主要承担调车任务，端头架窝、采煤机机窝主要承担综采工作面的安装工作。

为了保证切眼与上覆采空区之间的层间距(保证切眼上方顶煤厚度不小于4 m)，当顶煤厚度不足时，可破底板岩层掘进，掘进过程中可割岩石底板。1-2下203切眼开门位置在1-2下203运输顺槽1 728 m处。切眼、端头架窝、煤机机窝断面形状均选择矩形，所有巷道及硐室高度均为3.9 m，可满足工作面设备运输及安装。具体切眼及相关硐室尺寸如表1所示。

切眼支护结构断面如图1所示，切眼宽度为9 m，高度为3.9 m。副帮支护方式为圆钢锚杆+冷拔丝网，锚杆矩形布置，每排支护2根，锚杆间、排距为1 500 mm×1 000 mm，上锚杆距顶板1 500 mm，下锚杆距底板900 mm。正帮为了避免工作面正常回采后采煤机截割时金属锚杆伤及滚筒截齿，支护方式选用玻璃钢锚杆+塑料网片，锚杆按照矩形布置，每排支护2根锚杆，间排距为1 500 mm×1 500 mm，上锚杆距顶板1 500 mm，下锚杆距底板900 mm。玻璃钢锚杆尺寸为直径22 mm，长度为2 000 mm，锚固剂选用CK23 mm×500 mm树脂锚固剂，每孔安装1支锚固剂，塑料网几何尺寸为3 300 mm×20 000 mm。切眼顶板支护方式为钢筋网+锚索+有腿棚+内注式单体支柱。

图1 切眼支护结构断面

锚索：矩形布置，每排支护10根，锚索间距为900 mm-900 mm-1 200 mm-600 mm-900 mm-900 mm-1 200 mm-900 mm-900 mm，边锚索距巷帮为300 mm，排距为1 000 mm。有腿棚：棚梁和腿均采用矿用11#工字钢加工，每组有腿棚由1根棚梁和2根棚腿组成。棚梁为1根9 m长矿用11#

工字钢，两端焊接190 mm×150 mm×20 mm厚钢板并施工螺丝孔；棚腿的一端焊接20 mm厚钢板并施工螺丝孔。棚梁和棚腿之间配套使用M24 mm×60 mm螺丝连接。内注式单体：上方9 m长钢梁，采用矿用11#工字钢加工，正帮、副帮、距正帮3.6 m各施工一排内注式单体，排距500 mm。切眼中部通过单体支柱被分割成宽度分别为5.4 m与3.6 m两个区域，为便于安装液压支架与采煤机。现场施工中为提高切眼整体支护强度，在巷道中间距左侧煤壁4 m位置补打一排单体支柱作为临时支护，待切眼掘成后拆除为工作面设备安装提供足够空间。

3 支护效果数值模拟分析

为了研究采空区下切眼掘进过程巷道及相关硐室围岩变形情况及现有支护方案的可靠性等问题，选用FLAC3D数值模拟软件对上分层开采后采空区切眼掘进过程巷道围岩变形及应变分布进行模拟计算，并对支护方案进行模拟，对比有支护情况下巷道围岩变形破坏及应力集中状态与无支护情况下的差异，分析支护方案的可靠性。

共模拟地层数19层，其中模拟底板3层，累积厚度为13.64 m；模拟煤层厚度9.96 m，取近似值10 m；模拟基岩厚度为81.06 m，模拟松散层厚度7.16 m。根据工作面附近钻孔钻探结果，1-2煤层最大厚度为10.60 m，最小厚度为9.96 m，平均厚度为10.088 m，模拟煤层厚度取10 m。1-2上煤模拟开采厚度为4 m，1-2下煤模拟开采厚度6 m，采用放顶煤开采工艺，采4 m放2 m。切眼掘进高度为3.9 m，间隔层厚度为4 m。

3.1 无支护条件下围岩变形分析

3.1.1 位移场分析

如图2(a)所示，切眼开掘后模型垂直位移主要分布在顶底板，顶板区域位移为负值，表明顶板移动为下沉运动；底板位移值为正，移动方向向上。可以看出，围岩以切眼中心为移动目标，向开挖区域聚拢。在切眼顶板中部形成数个圆形下沉区，达整个模型最大位移值11.2 cm。切眼上方2 m范围内顶板为剧烈下沉区，位移量8～10 cm，上下工作面间隔层为4.0 m厚的煤层。根据实际岩体变形规律，当顶板岩体位移量达到十几厘米时岩体结构完整性早已破坏，即此时顶板已经产生较大破坏，若无有效合理支护，则会出现顶板冒落。核心底鼓区域位于切眼中部，约为2.08 m，底鼓量为8 cm，向两侧底鼓程度逐渐减弱，受切眼开掘底板影响区最大深度为2.87 m。水平位移方向指向巷道中心，顶、底板及两帮均为收敛变形。

图2 无支护条件切眼位移场、应力场及塑性区分布

3.1.2 围岩塑性区及应力场分析

模拟中通过塑性区分布分析围岩破坏区域。图2(c)为切眼在无支护条件下的塑性区分布，图中绿色区域为没有破坏的弹性区域。可以看出整体破坏区域以切眼中线为对称轴呈现“蝶形”分布，切眼中心正上方“头部”位置塑性范围达到9.27 m，整个间隔层全部处于破坏区域范围。两侧“蝶翼”塑性区高度增加至距离切眼10.8 m。切眼两侧煤壁塑性区形成“蝶身”部分，破坏范围较小，左侧煤壁破坏深度2.93 m，右侧煤壁破坏深度2.56 m。两侧煤壁均以剪切破坏方式为主，煤壁内侧形成拉-剪混合破坏，切眼上方第一层顶板岩层破坏方式为拉破坏。以切眼为中心，形成菱形剪切破坏区域[图2(c)中红色区域]，该区域极不稳定，为支护工程重点解决的对象。

图2(d)为无支护条件切眼围岩垂直应力分布。切眼开掘导致顶板与底板一定范围内为应力释放区，且应力值由负值转变为正值，表明顶、底板由受压状态转变为受拉状态，最大拉应力值达到0.159 MPa。一共形成了4个应力集中区域，分别位于两侧煤壁中与两底脚区域。两侧煤壁应力集中区呈现“水滴”状，左右对称分布，核心区距离煤壁垂直距离2.06 m，此即为煤壁中形成的支承压力，最大压力值达到12.6 MPa，相比于初始地应力场，应力集中系数为1.6。该应力集中区域为两侧煤壁片帮的动力来源，应力集中区域内侧煤体正好为上节分析中煤壁塑性区形成的“蝶身”部分，正是由于应力集中区煤体的高度挤压迫使其内侧煤体向开挖区移动引起煤壁片帮。另外两个应力集中区位于两侧巷帮底脚位置，沿切眼走向呈条状分布，最大应力值达到14.14 MPa。

3.2 支护条件下围岩变形分析

3.2.1 支护方式及测线布置

数值模型切眼支护方式如图3所示，顶板锚杆采用FLAC自带支护单元结构“cable”进行模拟，锚索长度为2 m，直径为18 mm，锚索间距完全按照设计支护方案进行。有腿棚采用FLAC自带“beam”梁单元结构，梁长度为9 m，横截面为0.006 m2，弹性模量为200 GPa，泊松比为0.3。棚腿同样采用beam单元模拟，一梁三柱。顶梁与两侧棚腿紧贴切眼顶板及两帮边界建立，并通过“link”命令建立支护单元与模型单元体间连接，使彼此间充分接触，充分发挥支护效用。顶梁与托梁锚索之间建立连接，保证其稳定性。由于锚杆及顶梁模拟支护命令烦琐，切眼全长模拟太过费时费力，且为了对比分析，锚杆+金属梁模拟长度为10 m(y方向为0～9 m)，此后20 m仅为顶梁+单体支柱模拟。

图3 切眼支护方式及测线布置

切眼上方3 m位置布置高度布置4条横向位移测线，测点间距1 m，每排共18测点，第一个测点距离左侧边界为6 m，排距为10 m。在同一高度位置布置两条纵向位移测线，测点间距为5 m，每排10测点，第一条测线距离左侧边界13 m，两条测线间距为3 m。切眼下方底板0.5 m处布置1条纵向测线，测点间距为5 m；在同一深度位置布置2条横向测线，间距为1 m，每排18测点，第一条测线距离模型前表面20 m，第二条距离前表面30 m。

3.2.2 支护条件下位移场分析

支护后模型位移云图如图4所示，相比支护前位移云图最大变化为下沉区由对称分布变为非对称分布，以中间单体支柱为界形成两个下沉区，左侧5.4 m区域下沉程度大于右侧3.6 m区域，中部支柱上方顶板基本未发生下沉。底鼓分布也从支护前的对称分布变为非对称分布，无论顶板下沉还是底板鼓起，支护区域绝对值得到明显降低。

图4 支护条件下切眼围岩变形

3.2.3 支护条件下应力场分析

支护后模型前后表面垂直应力云图如图5所示。相比支护前，垂直应力云图最大变化亦为由对称分布变为非对称分布，以中间单体支柱为界形成两个卸压区，左侧5.4 m卸压区与右侧3.6 m卸压区，中部单体支柱位置顶板与底板形成一定程度应力集中。底鼓分布也从支护前的对称分布变为非对称分布，无论顶板下沉还是底板鼓起，支护区域绝对值得到明显降低。经过应力重新分布，前后表面形成鲜明对比，后表面应力分布状态与无支护条件基本一致(顶、底板半椭圆形卸压区与两侧煤壁与底角应力集中区)，前表面顶、底板半椭圆形卸压区分为一大一小半椭圆形卸压区，两侧煤壁与底角应力集中区压应力集中程度显著降低，中部单体支柱位置顶板与底板形成新应力集中区，应力集中程度与两侧煤壁与底角应力集中区相近。支护结构有效地改善了围岩应力集中状况，围岩整体应力分布更加均衡。

图5 支护条件下切眼围岩应力场分布特征

3.2.4 支护与无支护状态围岩变形程度对比分析

锚索+金属棚+单体支柱联合支护有效降低了顶板下沉状况，相比之下支护后顶板位移量明显降低。定义顶板减沉率为：支护后顶板下沉量与支护前下沉量的差值的绝对值，比上支护前顶板下沉量的绝对值，反应支护结构抵抗顶板下沉效果，降低率越高支护效果越明显。

S=||db|-|da||/|db|×100%

(1)

式(1)中：S为顶板减沉率；db为支护前顶板下沉量；da为支护后顶板下沉量。

支护后测线1、2、3、4的顶板减沉率逐渐降低，测线1位于锚杆+金属棚+单体支柱联合支护的末尾处，减沉效果最好，到测线3位置仅剩金属棚+单体支柱支护，减沉效果明显低于加上锚杆后的效果。锚杆+金属棚+单体支柱联合支护段减沉率分布相对均匀，而仅剩下金属棚+单体支柱后，减沉率曲线分布呈现规律性(图6中红色和蓝色虚线)，中部单体支柱位于测点10～11间，单体支柱右侧3.6 m范围减沉效果好于左侧5.4 m范围效果。测点5、6第一个监测点在y方向5 m处，处于锚杆+金属棚+单体支柱联合支护段，图6中可以看出减沉率达到38.73%，测点2位于金属棚+单体支柱支护段，少了顶板锚索后减沉率仅为10%左右。

图6 支护条件下切眼顶板减沉率

4 工程应用及现场实测分析

在1-2下203切眼内进行现场应用研究，支护应用现场如图7所示。在切眼内布置测站，利用十字布点法监测围岩表面位移，包括顶板下沉量与两帮移近量，观测结果如图8所示。

图7 现场支护布置图

图8 切眼表面位移量

观测期内，顶板最大下沉值为12 mm，两帮移近量最大为6 mm，整体来说，围岩位移较小，结合现场观察，判断发生顶板下沉范围，范围不超过3 m，为局部下沉，无冒顶垮塌风险。就发生最大下沉的位置，进行原因分析，发生下沉区域为切眼机头架窝处，掘进初期，顶煤留设层间距较小，远小于平均厚度4 m，顶煤较为破碎，产生一定下沉。及时告知矿方，已经确认顶板下沉原因及危险性评估，并不影响安全生产。但是为了更好的控制围岩，避免安全事故，矿方采用注射高分子材料——马丽散，加固顶板，煤体裂隙被充填，顶板破碎体黏结为块状，支护材料能够继续产生作用，此方法效果良好。除机头架窝外，其他区域顶板完整性较好，充分证明支护方案设计合理，参数可靠。除了外部因素的影响，围岩变形处于安全界限之内。