极近距离下煤层回采巷道支护技术研究

2022-12-06蔡维山

煤 2022年12期

蔡维山

(宁夏煤矿设计研究院有限责任公司，宁夏银川 750004)

极近距离煤层在我国煤炭资源中占很大比例，如神东矿区、大同矿区、淮南矿区等[1]。由于上下煤层之间的距离很近，上煤层开采后对下煤层顶板造成一定程度破坏，又由于上煤层开采后遗留的区段煤柱在底板形成应力集中，使得极近距离下部煤层回采巷道的合理布置及支护成为生产中的一个难题[2-4]。

本文以某煤矿13号煤层开采为研究对象，对上位煤层开采后对底板的破坏深度进行了研究，以分段支护的原则，提出对应支护方案，并对8301工作面轨道运输巷掘进过程中的顶底板移近量、两帮变形量进行监测，以期达到控制巷道围岩稳定的目的，为同类型煤矿的开采提供借鉴依据。

1 工程概况

该煤矿井田面积为11.702 4 km2，开采侏罗系大同组8～13号煤层，生产规模为120万t/a.目前8号煤层已基本开采完毕，12号煤层仅剩1120北盘区正在生产，矿井需向13号煤层延深开拓。

12号煤层：上距11-2号层间距0.20～16.40 m，平均9.49 m，大部可采且较稳定，煤层厚度1.00～4.14 m，平均2.11 m，结构简单，属稳定煤层，顶板为炭质泥岩、粉砂岩，底板为粉砂岩。13号煤层：上距12号煤层层间距0.37～14.26 m，平均5.64 m，煤层西厚东薄，煤层厚度0.30～3.84 m，平均1.61 m，结构简单，含一层或不含夹矸，顶板受采动影响，稳定性一般，顶板为粉砂岩，底板为中砂岩、细砂岩。煤岩层综合柱状图如图1所示。

图1 煤岩层综合柱状图

2 上煤层底板破坏深度研究

2.1 上煤层底板破坏深度现场实测

为研究12号煤层采动后对底板的破坏情况，采用钻孔窥视的方法对其进行现场实测，由于下煤层还没有开采，本次选取8210工作面11210胶带运输巷进行观测，11210胶带运输巷为该工作面的复用沿空留巷。本次以开切眼取900m为观测段，每150 m布置一组钻孔，每组布置2个钻孔，共12个钻孔。钻孔直径42 mm，孔深10 m，每组分别距采空区侧0.5m垂直布置1个钻孔，距煤柱侧0.5m垂直布置1个钻孔，测站布置如图2所示。

图2 测站布置示意(m)

观测结果分析得出，底板围岩破坏产生有纵向裂隙、横向裂隙、纵横交错破碎区域，靠近煤柱侧的底板平均破坏深度大于采空区侧，围岩破碎程度随深度增加逐渐减小，在0～2.0 m处围底板岩破碎最为严重，底板最大损伤深度为3.42 m.

2.2 上煤层底板破坏深度理论计算

工作面煤层开采后将形成支承压力，力学模型如图3所示。由图3可以看出，随着工作面的推进，支承压力不断移动，当I区域岩体承受的应力超过极限强度时，该区域岩体将应力传递给II区域，II区域岩体受到挤压作用时将应力传递到III区域，对底板造成一定范围的破坏，其中e点为破坏的最深点，最终破坏点会形成一条近似平行的破坏线[5]。

图3 底板破坏力学模型

根据滑移线场理论[5]可计算底板最大破环深度hσ：

(1)

式中：M为采厚，取2.11 m；k为应力集中系数，取3.5；γ为上覆岩层平均容重，取25 kN/m3；H为采深，取250 m；C为煤体内聚力，取1.50 MPa；φ为煤体内摩擦角，取25°；f为摩擦系数，取0.28；ζ为三轴应力系数；pi为支架对煤帮的支承力，取0；φf为底板内摩擦角，取35°.

将上述参数带入式(1)计算得，hσ=3.1 m，可见理论计算结果与现场实测基本吻合。

3 下煤层回采巷道围岩控制方案

由现场实测和理论计算结果可知，12号煤层开采后已对13号煤层部分顶板造成破坏，巷道支护时应考虑锚杆在破碎围岩中的锚固性。

对于极近距离煤层，位于采空区下方的回采巷道，可以采用的支护方式主要有架棚支护和锚杆支护。当层间距较大时，因与棚式支护相比，锚杆支护有许多优点，所以目前优先采用锚杆支护；当层间距较小时，由于顶板采用传统的树脂锚固锚杆无法在破裂(碎)围岩中或采空区内有效锚固，目前主要采用架棚支护。综合理论分析和现场实际情况，对13号煤层巷道进行分段支护，将分段支护范围按层间距定为：小于2.5 m的巷道、2.5～5.5 m的巷道、与5.5 m以上的巷道，对这三种层间距的巷道分段进行支护。

13号煤层回采巷道为矩形巷道，沿煤层顶板掘进，巷道净断面尺寸为3 800 mm×2 400 mm.

3.1 支护方案的确定

1) 层间距2.5 m以下巷道支护方案。由于其层间距较小及顶板较破碎，锚杆长要小于层间距厚度0.3 m，否则锚杆眼易“穿通”顶板，锚杆锚固性差，为安全起见，必须加强支护。

支护方式及参数为：拱部选用11号矿用工字钢，钢棚排距500 mm，工字钢梁长3 600 mm，单体支柱间排距为3 200 mm×500 mm.顶网采用1 400 mm×2 000 mm的钢筋网，钢筋网采用D6 mm钢筋加工，网孔100 mm×100 mm.

帮部锚杆规格为D18 mm×1 800 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，间排距800 mm×800 mm；锚杆托板为150 mm×150 mm×10 mm方钢板；锚杆药卷规格以及数量为CK2360×2；帮网采用1 000 mm×2 000 mm的10号铁丝菱形金属网。

2) 层间距2.5～5.5 m巷道支护方案。对层间距大于2.5～5.5 m的回采巷道，拱部锚杆规格为D18 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，锚固方式为加长锚固，间排距为800 mm×800 mm，顶板的锚杆药卷规格以及数量为CK2360×2；锚杆托板为150 mm×150 mm×10 mm方钢板；钢筋梯子梁采用D14 mm圆钢筋加工；选用11号矿用工字钢，钢棚排距800 mm，工字钢梁长3 600 mm，棚腿2 300 mm.顶网采用1 400 mm×2 000 mm的钢筋网，钢筋网采用D6 mm钢筋加工，网孔100 mm×100 mm.

两帮支护形式和规格同2.5 m以下的巷道。

3) 层间距5.5 m以上巷道支护方案。对层间距大于5.5 m的回采巷道，拱部采用锚网索支护，设计顶钢筋梯子梁组合，锚杆规格为D18 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，锚固方式为加长锚固，间排距为800 mm×800 mm，顶板的锚杆药卷规格以及数量为CK2360×2；锚杆托板为150 mm×150 mm×10 mm方钢板；钢筋梯子梁采用D14 mm圆钢筋加工；拱部采用1 400 mm×2 000 mm的钢筋网，钢筋网采用D6 mm钢筋加工，网孔100 mm×100 mm.同时对巷道采用D15.24 mm×5 000 mm钢绞线锚索进行加强支护，锚索间排距为2 000 mm×2 400 mm；锚索托盘采用规格为300 mm×300 mm×10 mm的Q235钢托板，用CK2360型树脂锚固剂3卷，锚索初锚力不小于100 kN.

两帮支护形式和规格同2.5 m以下的巷道。

3.2 支护方案数值模拟分析

通过FLAC3D数值模拟软件对上述方案的合理性进行了验证，结果表明回采巷道在上述方案的支护下，围岩变形量较小，对巷道围岩稳定性控制效果明显，能满足实际生产需求。

1) 层间距2.5 m以下支护方案模拟结果：垂直应力在顶板发育成拱形，垂直最大应力发生在两帮1.5 m处，为10.1 MPa；通过垂直位移得到顶板最大下沉量为46 mm，最大底鼓量为23 mm；水平最大应力发生在帮角处，为7.6 MPa；通过水平位移得到左帮最大水平位移为32 mm，右帮最大水平位移为25 mm.模拟结果如图4所示。

图4 层间距2.5 m以下支护方案模拟图

2) 层间距2.5～5.5 m支护方案模拟结果：垂直最大应力发生在两帮1.5 m处，为12.1 MPa；通过垂直位移得到顶板下沉量为61 mm，底鼓量为25 mm；水平最大应力发生在帮角处，为10.8 MPa；通过水平位移得到左帮最大水平位移为36 mm，右帮最大水平位移为33 mm.模拟结果如图5所示。

图5 层间距2.5～5.5 m支护方案模拟图

3) 层间距5.5 m以上支护方案模拟结果：垂直最大应力发生在顶部0.5 m处，为15.9 MPa；通过垂直位移得到顶板最大下沉量为56 mm，下沉范围在顶板的0～1 m处，最大底鼓量为28 mm；水平最大应力发生在帮角处，为11.6 MPa；通过水平位移得到左帮最大变形量为36 mm，右帮最大变形量为36 mm.模拟结果如图6所示，监测结果如图7所示。

图6 层间距5.5 m以上支护方案模拟图

图7 回采巷道围岩变形量

4 工程实践

8301工作面为13煤层首采工作面，选择其轨道运输巷掘进过程中巷道的围岩变形量进行了38 d的监测，分别在层间距2.5 m以下、层间距2.5～5.5 m、层间距5.5 m以上的区段各布置一个测站，监测结果显示，在2.5 m以下的区段，顶底板移近量为63 mm，两帮移近量为46 mm；在2.5～5.5 m，顶底板最大移近量为72 mm，两帮移近量为49 mm；在5.5 m以上的区段，顶底板最大移近量为86 mm，两帮移近量为55 mm.综上所述，本次监测段内，回采巷道顶底板最大移近量为86 mm，两帮移最大近量为55 mm，巷道围岩整体处于稳定状态，支护效果较好。