極近距離煤層變厚度頂板下部回采巷道綜合控制技術(shù)

鄭仰發(fā)，張 劍，林 健，李中偉，李建波

(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013；2.煤炭科學(xué)研究總院開采研究分院，北京 100013)

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采選技術(shù)

極近距離煤層變厚度頂板下部回采巷道綜合控制技術(shù)

鄭仰發(fā)1，2，張 劍1，2，林 健1，2，李中偉1，2，李建波1，2

(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013；2.煤炭科學(xué)研究總院開采研究分院，北京 100013)

針對三交河礦極近距離煤層采空區(qū)下變厚度頂板下部煤巷布置及合理支護(hù)的技術(shù)難題，通過上部殘留煤柱應(yīng)力擴(kuò)散分析與提高掘采回收效率考量，確定601首采面兩巷采用反向大錯(cuò)距的布置方案。在開展現(xiàn)場巷道頂板窺視、錨固力測試與預(yù)緊扭矩轉(zhuǎn)化試驗(yàn)的基礎(chǔ)上，提出了適應(yīng)不同地質(zhì)條件的煤巷差異化支護(hù)方案：架棚-錨桿聯(lián)合支護(hù)、錨桿-錨索支護(hù)及錨桿-鋼帶-錨索支護(hù)。在井下實(shí)施了兩條回采巷道的全進(jìn)尺支護(hù)示范，監(jiān)測結(jié)果表明：掘巷期間錨桿錨索工作載荷快速穩(wěn)定，預(yù)緊力設(shè)計(jì)合理，圍巖最大變形量30mm；回采期間超前巷道頂板最大下沉93mm。相關(guān)回采巷道綜合控制技術(shù)保障了近距離下部煤層的安全高效開采。

極近距離煤層；巷道布置；錨桿支護(hù)；變形監(jiān)測

近距離煤層群在我國大部分礦區(qū)賦存廣泛，如山西大同、西山、霍州、洪洞礦區(qū)及神東礦區(qū)、新汶礦區(qū)、開灤礦區(qū)、平頂山礦區(qū)等[1]。保守統(tǒng)計(jì)，近距離煤層地質(zhì)儲量所占比例超過30%。隨著我國煤礦開采深度、強(qiáng)度的不斷增大及機(jī)械化開采技術(shù)的快速發(fā)展，部分礦區(qū)賦存條件優(yōu)越的資源儲量日益枯竭，使近距離煤層下部開采問題得到高度重視，不少礦井已經(jīng)開始近距離下層煤炭的開采實(shí)踐與技術(shù)研究。

目前從近距離煤層群開采研究現(xiàn)狀可知，許多學(xué)者通過計(jì)算機(jī)數(shù)值模擬、相似材料物理模擬試驗(yàn)、力學(xué)理論計(jì)算及現(xiàn)場工程試驗(yàn)等方法來探討不同地質(zhì)采礦條件下的巷道合理布置、圍巖非穩(wěn)定特征與支護(hù)方式[2-9]。本文以洪洞礦區(qū)三交河礦極近距離煤層2號下分層開采為背景，在分析采空區(qū)內(nèi)殘留煤柱應(yīng)力擴(kuò)散影響的基礎(chǔ)上，考慮工作面掘采回收效率確定下部巷道的布置方式。依據(jù)現(xiàn)場一系列測試結(jié)果提出不同頂板厚度下的巷道差異化支護(hù)方案。通過下部煤層601首采面回采巷道的支護(hù)示范試驗(yàn)及支護(hù)體受力、圍巖變形監(jiān)測驗(yàn)證了錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)的合理性。

1 采空區(qū)下巷道布置方式分析

針對近距離煤層群上部開采留設(shè)區(qū)段煤柱或房柱的情況，通過數(shù)值模擬方法獲得采空區(qū)內(nèi)殘留煤柱的集中應(yīng)力擴(kuò)散情況見圖1。煤柱集中應(yīng)力在底板煤巖體中成橢球面狀分布，隨著深度增加，水平面內(nèi)垂直應(yīng)力峰值會逐漸減小，峰值點(diǎn)從開始的兩個(gè)變?yōu)橐粋€(gè)，水平方向影響范圍也隨之增大。任一縱剖面的垂直應(yīng)力呈先增后降的規(guī)律，在煤柱應(yīng)力的核心包絡(luò)線邊緣之外都處于低應(yīng)力區(qū)。只從應(yīng)力場角度考慮，應(yīng)把下層煤巷布置在煤柱集中應(yīng)力影響區(qū)之外。國內(nèi)大量采煤工程實(shí)踐得出經(jīng)驗(yàn)：極近距離煤層下部回采巷道相對上層煤柱水平錯(cuò)距4～10m，以利于巷道整體維護(hù)。

圖1 采空區(qū)內(nèi)殘留煤柱的集中應(yīng)力分布

傳統(tǒng)研究的采空區(qū)下煤層巷道布置包括三種基本方式：重疊布置、內(nèi)錯(cuò)布置(穩(wěn)定采空區(qū)底部)、外錯(cuò)布置(上部煤柱下方)。內(nèi)錯(cuò)式造成回采面傾向長度減小，增加了巷道掘進(jìn)規(guī)模，增大了區(qū)段煤柱寬度，勢必造成煤炭資源浪費(fèi)；外錯(cuò)式布置在煤柱應(yīng)力集中范圍內(nèi)，勢必造成巷道掘進(jìn)期間壓力顯現(xiàn)劇烈，圍巖變形破壞嚴(yán)重，需要增加支護(hù)成本；重疊布置的效果處于以上兩者之間，然而實(shí)際生產(chǎn)中常常造成巷道持續(xù)底鼓難于維護(hù)。

三交河煤礦地處洪洞左木鄉(xiāng)境內(nèi)，是國家一級安全質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)化礦井，主采2號煤層(主焦煤)。井田內(nèi)2號煤層上下分層間距0.1～12.0m，平均5.60m左右，2號下煤層平均厚度1.8m。五六采區(qū)上分層已回采七年以上，采空區(qū)垮落巖體早已壓實(shí)穩(wěn)定。因2號煤下分層厚度較薄(平均1.8m)，礦方考慮需要提高掘采回收效率以保障礦井生產(chǎn)能力。隨著機(jī)械化配套能力的提高，工作面傾向設(shè)計(jì)長度可以大幅增加。該礦將回采工作面面壁長由160m擴(kuò)大為250m。如圖1所示，相應(yīng)將回采巷道布置在距上部煤柱水平寬度25m的穩(wěn)定采空區(qū)底板下部。如此極大降低了巷道維護(hù)難度，同時(shí)提高了相同巷道掘進(jìn)量對應(yīng)的資源回收效率。

圖2 下部煤層601首采面回采巷道立面布置

2 現(xiàn)場測試評估

2.1 錨固力測試

近距離上部煤層回采后必然對下部煤層頂板造成一定損傷影響。為確保煤層與頂板巖體的可錨性滿足初始設(shè)計(jì)要求，礦方對示范巷道頂板、兩幫煤體的錨固性能開展了現(xiàn)場拉拔測試(非破壞性)，試驗(yàn)方法依照MT1104-2009《煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)規(guī)范》，試驗(yàn)結(jié)果如表1所示。試驗(yàn)區(qū)域選在副巷掘進(jìn)頭距開口50m左右，頂板距上煤層采空區(qū)4m以上，錨桿直徑18mm，鉆孔直徑28mm，錨固劑直徑23mm。錨固力設(shè)計(jì)值據(jù)MT146.1-2011確定為Φ18錨桿標(biāo)準(zhǔn)屈服載荷1.2倍(102kN)。由測試值可知，示范巷道煤巖體錨固力能夠滿足錨桿支護(hù)初始設(shè)計(jì)的要求。

2.2 頂板厚度探測

試驗(yàn)巷道掘入上部煤層采空區(qū)下時(shí)，在頂板鉆孔內(nèi)開展高分辨率全景電子窺視。從2號煤層下分層頂板地質(zhì)柱狀窺視圖(圖3)可知，頂板厚度4.5m，主要為砂質(zhì)、炭質(zhì)泥巖，完整性較好，1.0～1.4m出現(xiàn)垂直向裂隙，4.5m以上為原三采區(qū)2號上煤層采空區(qū)，破碎巖塊與薄巖層相間出現(xiàn)，裂隙空洞普遍，垂直應(yīng)力相對原巖應(yīng)力恢復(fù)不完全。

表1 副巷掘進(jìn)頭煤巖體錨固力測試

圖3 副巷掘進(jìn)頭頂板鉆孔窺視圖像

掘巷期間使用錨桿鉆機(jī)每天施工1～2個(gè)頂板孔，窺視2號下煤層回采巷道頂板穩(wěn)定厚度及堅(jiān)硬程度，601首采面兩巷道自進(jìn)入采空區(qū)后的頂板窺視厚度統(tǒng)計(jì)結(jié)果如圖4所示。正巷頂板厚度變化范圍2.4～5.8m，平均4.0m；副巷頂板厚度變化范圍2.6～5.5m，平均4.4m；首采面傾斜長度250m，從頂板探測厚度差值上看，601首采面所處圍巖地質(zhì)條件變化明顯。探測結(jié)果為巷道支護(hù)方案的差異化設(shè)計(jì)、及時(shí)調(diào)整提供地質(zhì)基礎(chǔ)。

2.3 錨桿預(yù)緊扭矩轉(zhuǎn)化試驗(yàn)

預(yù)緊力是錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)中一項(xiàng)重要參數(shù)。為合理確定錨桿的安裝預(yù)緊扭矩，在現(xiàn)場副巷內(nèi)開展了三根錨桿的扭矩與預(yù)緊力轉(zhuǎn)化試驗(yàn)。根據(jù)高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)理論，要求預(yù)緊拉力達(dá)到桿體屈服載荷的30%～60%，依據(jù)井下現(xiàn)場預(yù)緊力轉(zhuǎn)換試驗(yàn)結(jié)果(圖5)，基于簡單地質(zhì)條件高效掘進(jìn)原則確定Φ18mm錨桿合理安裝扭矩范圍240～300N·m。

圖4 掘巷期間頂板厚度探測曲線

圖5 現(xiàn)場井下錨桿安裝扭矩轉(zhuǎn)化曲線

3 支護(hù)設(shè)計(jì)與監(jiān)測分析

3.1 錨桿支護(hù)方案

下部煤巷位置的合理布置為掘巷簡易維護(hù)提供了技術(shù)基礎(chǔ)。根據(jù)試驗(yàn)巷道頂板實(shí)際探測厚度變化，因地制宜設(shè)計(jì)出三種差異化支護(hù)方案。①頂板厚度在2.0～3.0m時(shí)，采用高預(yù)應(yīng)力長錨桿-工字鋼棚聯(lián)合支護(hù)。頂板錨桿長度2.0m，幫錨桿長度1.6m，11號工字鋼棚棚距1.0m。②頂板厚度在3.0～5.0m時(shí)，采用高預(yù)應(yīng)力錨桿-錨索支護(hù)，詳細(xì)設(shè)計(jì)參數(shù)見圖6，頂板錨桿長度2.0m，幫錨桿長度1.6m，錨索直徑17.8mm，長度3.3m，1×7股低松弛1860級鋼絞線。③頂板厚度大于5.0m時(shí)，采用高預(yù)應(yīng)力錨桿-網(wǎng)-長錨索支護(hù)，錨桿設(shè)計(jì)參數(shù)與圖6相同，錨索長度增加為5.3m。局部頂板破碎時(shí)，采用錨桿-鋼帶-錨索支護(hù)，護(hù)表構(gòu)件選用W鋼帶，采用厚度3.0mm，寬度250mm的鋼板加工而成，長度4.2m。

以上方案中頂板錨桿排距1.0m，每排5根錨桿，間距1.0m。兩幫錨桿排距1.2m，每排2根錨桿，間距1.2m。錨桿安裝預(yù)緊扭矩要求240～300N·m，配備150mm×150×6mm拱形高強(qiáng)度托板、調(diào)向球墊與減摩尼龍墊圈。錨索間排距2.0m×2.0m，張拉預(yù)緊力不小于150kN，配備300×300×14mm拱形高強(qiáng)度托板。所有錨桿錨索要求垂直圍巖壁面打設(shè)。

圖6 回采巷道頂板厚度3～5m時(shí)錨桿支護(hù)方案

3.2 掘進(jìn)期間監(jiān)測

為反饋驗(yàn)證各種支護(hù)方案的適用性，在正副巷不同頂板厚度條件下設(shè)置了兩個(gè)綜合測站，測站均在兩巷進(jìn)入上部采空區(qū)100m距離處。對錨桿錨索工作載荷、圍巖移近與頂板離層在掘巷影響下進(jìn)行動態(tài)響應(yīng)監(jiān)測。

從圖7(a)監(jiān)測結(jié)果看，副巷頂板四根(D1-D4)、右?guī)蛢筛^桿(Y1、Y2)在距離掘進(jìn)面20m范圍內(nèi)，桿體承受拉力有所增大，增加值約10kN左右，整體增加幅度不大；隨著掘進(jìn)面不斷延伸，錨桿受力出現(xiàn)小幅度波動，距掘進(jìn)工作面30m時(shí)，錨桿承載力整體已基本穩(wěn)定，最大拉力仍未達(dá)到桿體屈服載荷。頂板兩根錨索距掘進(jìn)面30m之前，MS2承載力出現(xiàn)較大波動，最大增加值22kN，MS1承載力先降后增，變化不大。至監(jiān)測錨索距掘進(jìn)面30m后，受力逐漸趨于穩(wěn)定，然而，錨索DS2初始預(yù)緊拉力明顯偏小，造成現(xiàn)階段承載力相比初始值出現(xiàn)顯著增長，增加值20kN以上。

圖7 掘巷期間回采巷道支護(hù)體工況監(jiān)測曲線

從圖7(b)分析，正巷錨桿短期內(nèi)預(yù)緊載荷損失較大，最大減小值29kN。安裝后第四天測站距掘進(jìn)面23m左右，錨桿工作載荷開始穩(wěn)定，但均比初始預(yù)緊力有明顯降低，且目前穩(wěn)定值37kN、42kN、63kN基本處于設(shè)計(jì)預(yù)緊力范圍內(nèi)，由此表明預(yù)緊力過高對其工作載荷沒有正面影響，對控制圍巖效果改變不大。錨索預(yù)張拉力150kN，符合設(shè)計(jì)要求，在短期掘進(jìn)的影響下有微小增加，至距離掘進(jìn)面20m左右時(shí)，錨索工作載荷開始穩(wěn)定，穩(wěn)定值160kN。

經(jīng)過測站處多個(gè)監(jiān)測斷面十字布樁法的連續(xù)測量，巷道兩幫移近量最大23mm，頂板最大下沉30mm左右，均在允許變形范圍內(nèi)。離層長期未出現(xiàn)變化，頂板完整性較好。

3.3 回采期間監(jiān)測

在601工作面回采期間，監(jiān)測組在正副巷超前段分別選取典型斷面布設(shè)測站，采用十字布點(diǎn)法對兩巷所受回采礦壓影響進(jìn)行動態(tài)監(jiān)測。其中，正巷測站所處頂板厚度3.5m，副巷測站頂板厚度4.6m。如圖8所示，兩巷均在超前15m左右開始承受顯著的采動影響，隨之變形量快速增加。正巷因頂板厚度較薄且受老空積水潮化影響，整體變形比副巷略大；正巷頂板最大下沉量93mm，變形處于允許范圍內(nèi)，保障了采空區(qū)下優(yōu)質(zhì)資源的安全回采。

圖8 回采期間超前巷道變形監(jiān)測曲線

4 結(jié) 論

1)從應(yīng)力分布角度分析了采空區(qū)下回采巷道遠(yuǎn)離上層煤柱布置的優(yōu)越性，結(jié)合提高掘采回收效率考慮，確定將首采面回采巷道布置在上部煤柱水平錯(cuò)距25m的穩(wěn)定采空區(qū)底板下部。

2)現(xiàn)場開展了巷道頂板結(jié)構(gòu)窺視、錨固力測試與預(yù)緊扭矩轉(zhuǎn)化試驗(yàn)，針對示范巷道不同頂板厚度

條件提出了三種相適應(yīng)的差異化支護(hù)方案。顯著降低了支護(hù)材料成本，提高了掘進(jìn)速度。

3)井下巷道施工監(jiān)測表明，掘巷期間錨桿、錨索工作載荷快速穩(wěn)定，預(yù)緊力設(shè)計(jì)合理，圍巖最大變形量30mm；回采期間超前巷道頂板最大下沉93mm。相關(guān)回采巷道綜合控制技術(shù)保障了近距離下部煤層的安全高效開采。

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The combined control technology of mining roadway under variable thickness roof of ultra-close seams

ZHENG Yang-fa1，2，ZHANG Jian1，2，LIN Jian1，2，LI Zhong-wei1，2，LI Jian-bo1，2

(1.Mining and Designing Department，Tiandi Science and Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China； 2.Mining Research Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China)

Aiming at technical problems of lower coal roadway arrangement and the appropriate support with variable thickness roof under ultra-close seams goaf in Sanjiaohe colliery，through stress distribution analysis of the upper residual coal pillar and consideration of improving mining recovery efficiency，the two roadways of 601 mining workface are located with the layout scheme of reverse long distance.Based on the on-site roadway roof peeping，anchorage force test and setting torque transformation test，different support programs are proposed for adapting different geological conditions in coal roadway：combined support with steel shed and anchor bolt，anchor bolt-cable support and anchor bolt-steel strip-cable support.In the implementation demonstration of two undermine roadways support with full excavating footage，monitoring results show that：anchor bolts working-load turned stable fast，the pretension designed rationally，with the maximum amount of surrounding rock deformation of 30mm during driving period；and during mining period，prohead roadway section deformed with the maximum amount of roof subsidence of 93mm.The related coal roadway integrated control technology guarantees the safe and efficient mining on the lower portion of the close coal seams.

ultra-close seams；roadway layout；bolting support；deformation monitoring

2016-05-15

國家自然科學(xué)基金煤炭聯(lián)合基金重點(diǎn)項(xiàng)目資助(編號：U1261211)

鄭仰發(fā)(1986-)，男，山東棗莊人，采礦工程博士，助理研究員。E-mail：zhengyangfa@126.com。

TD353

A

1004-4051(2016)11-107-05