極近距離煤層群下煤層開采巷道支護技術(shù)研究

張宏飛

（山西中新甘莊煤業(yè)有限責任公司，山西 大同 037000）

0 引言

煤炭資源的大量開采，產(chǎn)生了煤層群開采難題，其中極近距離煤層群開采巷道支護的問題最突出[1]。對于極近距離煤層群開采，由于層間巖層厚度較薄，無法形成穩(wěn)定的承載結(jié)構(gòu)，導致載荷全部由支護體承擔，支護難度提高，支護成本增大[2-3]。若沒有科學合理的支護方案極易造成巷道無法滿足礦井安全生產(chǎn)要求的情況，引起鏈式災害現(xiàn)象[4]。針對部分地質(zhì)條件，造成在巷道掘進期間或工作面超前位置產(chǎn)生提前破壞，引起上煤層采空區(qū)積水及有毒有害氣體涌入下煤層工作面，嚴重危害礦井安全[5-6]。因此，為解決極近距離煤層群開采巷道支護的難題，本文以山西甘莊煤礦11 和14 號煤層為研究對象，采用巖石力學實驗、現(xiàn)場實測、理論分析、數(shù)值模擬等相結(jié)合的方法，制定下煤層開采巷道合理支護方案，實現(xiàn)礦井高效安全開采的目標。

1 概況

山西中新甘莊煤業(yè)有限責任公司所屬礦井位于大同市新榮區(qū)，地處晉北黃土高原，屬于侵蝕的黃土丘陵地貌，地勢為北高南低的分布特征。礦井內(nèi)可采煤層6 層，煤層平均總厚度15.56 m，其中2、3、7、8 號煤層已采空，現(xiàn)主采11 和14 號煤層，研究區(qū)域平均煤層厚度分別為3.51 m 和1.53 m，層間巖層厚度主要位于6.5 ～18.77 m，平均厚度為8.7 m。

14 號煤層巷道以矩形巷道為主，巷道斷面尺寸為4.2 m×2.4 m。錨桿采用φ18 mm×2 000 mm的螺紋鋼，間排距1 200 mm×1 200 mm；錨索使用φ15.24 mm×4 000 mm 的鋼絞線，間排距為2 400 mm×1 200 mm，樹脂錨固劑規(guī)格為CK2360。

2 巷道支護參數(shù)優(yōu)化

2.1 巖石力學實驗

為更好了解14 號煤層巷道頂板巖層特征，同時為后續(xù)數(shù)值分析及理論計算提供合理力學參數(shù)。在巷道頂板鉆孔并提取巖芯，將所采巖芯運至西安科技大學實驗室進行力學實驗。通過對現(xiàn)場取芯發(fā)現(xiàn)，巖芯主要為直接頂?shù)哪鄮r和老頂?shù)姆凵皫r，因此本次僅對以上2 種巖性的巖芯進行力學參數(shù)測試，具體過程及巖石力學參數(shù)見表1。

表1 巖石力學參數(shù)Table 1 Rock mechanics parameters

2.2 11 號煤層采動底板破壞深度分析

對于極近距離煤層群開采，若研究下煤層頂板巖層破壞特征，則需要考慮11 號煤層底板破壞情況，因此有必要對底板破壞深度展開研究。根據(jù)滑移線理論及工作面采動工況，可建立底板破壞深度力學計算模型，如圖1 所示。

圖1 支承壓力作用下底板破壞深度Fig.1 Floor failure depth under abutment pressure

根據(jù)滑移線理論，可得底板破壞深度計算公式（1） 為：

式中：M為采厚，m；k為應力集中系數(shù)；γ 為上覆巖層平均容重，kN/m3；H為采深，m；C為煤體內(nèi)聚力，MPa；φ為煤體內(nèi)摩擦角，（°）；f為摩擦系數(shù)；ξ 為三軸應力系數(shù)，pi為支架對煤幫的支承力，kN；φf為底板內(nèi)摩擦角，（°）。

甘莊煤礦11 號煤層平均埋深220 m，工作面長度基本為150 m，平均采高3.11 m。根據(jù)巖石力學實驗及地層賦存條件可得，煤體內(nèi)摩擦角φ=25°，摩擦系數(shù)f=0.28，煤體內(nèi)聚力C=1.20 MPa，應力集中系數(shù)k=3.5，底板圍巖內(nèi)摩擦角φf=33°，三軸應力系數(shù)ζ=2.46，支架對煤幫的阻力pi=0，上覆巖層容重γ=25 kN/m3。

將以上參數(shù)代入式（1） 可得底板破壞深度為2.32 m。

2.3 鉆孔窺視

礦井采用鉆孔窺視儀在研究區(qū)域鉆取合適直徑鉆孔。為了窺視結(jié)果更好，一般采用風鉆完成。采用CXK12 礦用本安型鉆孔成像儀，窺視深度5 m，窺視孔直徑42 mm。對14 號煤層頂板巖層破壞情況進行窺視分析，窺視孔孔深為0.58 ～0.6 m，巖體主要以橫向裂隙為主，伴隨少量縱向裂隙。隨著窺視繼續(xù)，在孔深為1.8 m 處出現(xiàn)較大的橫向裂隙，此時縱向裂隙分布不明顯。繼續(xù)向孔內(nèi)窺視，鉆孔內(nèi)未見明顯裂隙分布。由此可見，在巷道采動作用下，巷道頂板最大破壞深度為1.8 m，該數(shù)據(jù)為后續(xù)巷道支護下的相關(guān)分析提供了有力的數(shù)據(jù)支撐。巷道松動圈窺視圖如圖2 所示。

圖2 巷道松動圈窺視圖Fig.2 Peeping viewof roadway loose circle

2.4 回采巷道支護參數(shù)理論計算

目前巷道支護仍以錨桿（索） 支護為主。通過改變巷道支護參數(shù)，達到對巷道圍巖控制的目的，根據(jù)現(xiàn)存支護理論計算方法，選用錨桿（索） 支護理論。

2.4.1 錨桿支護參數(shù)

錨桿支護參數(shù)見式（1）、式（2）。

式中：L為錨桿總長度，mm；L1為錨桿外露長度，取100 mm；L2為錨桿有效長度，mm；L3為錨固端長度，取700 mm；f頂為頂板巖石普氏系數(shù)；ω 為兩幫圍巖的內(nèi)摩擦角。

已知下煤層為4.2 m×2.4 m 的矩形巷道，由此可得B為5.4 m。根據(jù)該礦實際地質(zhì)條件及開采特征，f頂=2.6，ω=48°。

將以上數(shù)據(jù)代入式（3） 中，可得L2=1 282 mm。將L2數(shù)據(jù)代入式（2） 中，可得錨桿的總長度L≥1 982 mm。

由現(xiàn)場實際施工條件取桿長度為2 000 mm，可基本滿足支護要求。

2.4.2 錨索支護參數(shù)

由于煤層層間距較薄，同時根據(jù)作業(yè)規(guī)程以及現(xiàn)場施工的安全性考慮，應采用錨索支護，提高巷道作業(yè)安全性。由錨索長度計算式可得：

式中：La為錨索總長度，m；La1為錨索外露長度；La2為錨索有效長度，m；La3為錨索錨固長度，m；N為錨索錨固力，kN；D為錨索直徑，選取φ15.24 mm 錨索，預緊力設(shè)計為150 kN；τ 為錨固劑與巖石之間的粘結(jié)強度，10 N/mm2。

將相關(guān)參數(shù)代入計算式，可得錨索總長度為4.4 m。

已知11 煤和14 煤層間巖層厚度主要位于6.5～18.77 m，平均厚度為8.7 m，且11 煤開采底板破壞深度為2.32 m，此時可穩(wěn)定錨固巖層為4.18 m。通過對式（4） 及式（5） 計算結(jié)果以及上煤層開采底板破壞深度綜合考慮，最終選取錨索長度為4 m，表2 為錨桿（索） 支護設(shè)計各參數(shù)。

表2 支護參數(shù)設(shè)計Table 2 Design of support parameters

3 巷道支護數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模擬方案

為得到甘莊煤礦極近距離下煤層開采巷道合理的支護參數(shù)，在原巷道支護的基礎(chǔ)上結(jié)合礦井實際支護特征和理論分析結(jié)果，提出3 種支護方案：原支護方案a（錨桿采用φ18 mm×2 000 mm 的螺紋鋼，間排距1 200 m×1 200 m；錨索使用φ15.24 mm×4 000 mm 的鋼絞線，間排距為2 400 mm×1 200 mm）；方案b（錨桿采用φ18 mm×2 000 mm的螺紋鋼，間排距1 200 mm×1 100 mm；錨索使用φ15.24 mm×4 000 mm 的鋼絞線，間排距為2 400 mm×1 100 mm）；方案c（錨桿采用φ18 mm×2 000 mm 的螺紋鋼，間排距1 200 mm×1 000 mm；錨索使用φ15.24 mm×4 000 mm 的鋼絞線，間排距為2 400 mm×1 000 mm）。

通過對以上3 種支護方案展開數(shù)值模擬分析，驗證理論計算結(jié)果，并為后續(xù)現(xiàn)場應用提供一定理論依據(jù)。

3.2 模擬結(jié)果分析

為了得到更好的應用數(shù)據(jù)，采用FlAC3D 數(shù)值模擬軟件對以上3 種支護方案進行模擬驗證，通過分析在不同的支護條件下巷道垂直應力（圖3） 和垂直位移（圖4） 云圖，并對比實驗數(shù)據(jù)，得到最優(yōu)支護方案。

圖3 垂直應力云圖Fig.3 Vertical stress cloud diagram

圖4 垂直位移云圖Fig.4 Vertical displacement cloud diagram

由圖3 可知，巷道開挖后，巷道淺部圍巖應力得到釋放，在巷道頂?shù)装逍纬蓱埃瑧半S著深度的增大，其應力值也隨之增大，逐漸達到原巖應力水平。3 種方案的最大垂直應力位于頂板0.5 m 處，其大小分別為50、45、45 MPa。對比3 種方案，應力大小及其位置幾乎相同，而方案a 集中應力明顯減小，且頂板和幫部的應力拱較方案b 和c 明顯增大，承載能力大大減弱，支護效果較方案b 和c 減小。

由圖4 可知，方案a 巷道頂板最大下沉量117.3 mm，下沉范圍在頂板0～2.5 m，最大底鼓量81.8 mm，底鼓范圍在底板0～1.5 m；方案b 巷道頂板最大下沉量76.2 mm，下沉范圍在頂板0～1 m范，底鼓量50 mm，底鼓范圍在底板0～1 m；方案c 巷道頂板最大下沉量70.8 mm，下沉范圍在頂板0～0.5 m，底鼓量40 mm，底鼓范圍在底板0～1 m。支護方案b 和c 條件下，頂板下沉量相差不大，但同支護方案a 相比，方案a 的變化較大，且其頂板移近范圍較方案b 和c 更大。因此可知支護方案b 優(yōu)化更明顯，在一定程度上減少了巷道頂?shù)装逡平?，有利于控制巷道圍巖變形。

通過對3 種支護方案綜合對比可發(fā)現(xiàn)，支護方案b 較合理。

4 現(xiàn)場監(jiān)測分析

為了得到更加科學合理的支護參數(shù)，選取14號煤層工作面巷道驗證3 種支護方案支護效果。將巷道40 ～100 m 分為3 個區(qū)域，巷道40 ～60 m 采用支護方案a；巷道60 ～80 m 采用支護方案b；巷道80 ～100 m 采用支護方案c。通過LBY-3 頂板離層儀對頂板下沉量進行監(jiān)測分析，監(jiān)測結(jié)果見表3。

表3 頂板下沉量Table 3 Roof falling capacity

由表3 可知，在3 種支護條件下，巷道頂板最大下沉量分別為80.2、53.4 和48.6 mm，支護方案a 頂板下沉量最大。當增大支護密度時，巷道頂板下沉量開始減小，在支護方案b 條件下，巷道頂板下沉量減小值最明顯；雖然支護方案c 條件下，巷道頂板下沉量仍在減小，但減小值較小。結(jié)合礦井支護成本，最終決定選用支護方案b 作為14 號煤層巷道的支護方案。

5 結(jié)論

（1） 通過巖石力學實驗，得到了14 號煤層頂板巖性和力學參數(shù)，并采用現(xiàn)場窺視的方法得到了14 號煤層開采頂板最大破壞深度為1.8 m。

（2） 通過滑移線理論得到了11 號煤層開采的理論破壞深度，并結(jié)合巷道支護計算方法得到了14 號煤層巷道支護參數(shù)的理論計算值。采用數(shù)值模擬對巷道支護理論計算結(jié)果進行了驗證，得到了支護方案b 為最優(yōu)方案。

（3） 采用FlAC3D 數(shù)值模擬軟件對3 種支護方案進行模擬驗證，通過分析巷道垂直應力圖，方案a 承載能力明顯小于方案b 和c；通過分析巷道垂直位移云圖，3 種方案巷道頂板最大下沉量分別為117.3、76.2、70.8 mm，方案a 下沉量明顯大于方案b 和c，由此可知，支護方案b 優(yōu)化效果更為明顯。

（4） 采用LBY-3 頂板離層儀對巷道40 ～100 m 展開現(xiàn)場監(jiān)測，得到3 種支護方案的最大頂板下沉量分別為80.2、53.4、48.6 mm，結(jié)合礦井支護成本，最終決定選用支護方案b 作為14 號煤層巷道的支護方案。