石建軍 李新元

(1.華北科技學(xué)院安全工程學(xué)院，河北省三河市，065201；2. 中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京市海淀區(qū)，100083)

顯德旺礦回采1193綜放工作面(開采9#煤層)時(shí)，將一采區(qū)上方軌道上山作為回風(fēng)道，同時(shí)也是礦井的總回風(fēng)通道，大部分區(qū)域沿4#煤層頂板野青灰?guī)r掘進(jìn)，巷道經(jīng)過多次整修，變形較大，與9#煤層間距為90 m。根據(jù)頂板巖層的活動(dòng)規(guī)律，下方9#煤層的非充分開采或充分開采都將造成上方巖體不同程度的變形破壞，進(jìn)而影響到巷道的變形和破壞程度，因此研究并采用合理的巷道加固技術(shù)，保證軌道上山的正常使用，對(duì)于高產(chǎn)高效開采具有重要的實(shí)踐意義。

1 地質(zhì)條件

9#煤層厚度4.55 m，直接頂為粉細(xì)砂巖，平均厚度4.89 m，以粉砂巖為主，含細(xì)砂巖，薄-中厚層狀，夾層狀或橢球狀菱鐵質(zhì)結(jié)核，易相變，不穩(wěn)定。偽頂為黑灰色砂質(zhì)泥巖，平均厚度1.63 m。直接底為深灰色鋁土質(zhì)泥巖，平均厚度5.59 m，含鋁土質(zhì)及較多炭化植物化石，中部夾一層厚度不均的粉砂巖。老底為灰-深灰色粉細(xì)砂巖，平均厚度13.32 m，鈣泥質(zhì)膠結(jié)，中厚層狀，含菱鐵質(zhì)結(jié)核。

一采區(qū)回風(fēng)上山為礦井總回風(fēng)通道，斷面尺寸3 m×2.5 m，沿4#煤層頂板掘進(jìn)，4#煤層厚度為0.91 m，與9#煤層間距約為90 m。

9#煤層工作面采掘布置圖如圖1所示。

圖1 9#煤層采掘布置圖

2 冒落帶和裂隙帶高度估算

根據(jù)覆巖巖性及煤層埋藏條件，巖性中硬時(shí)，緩傾斜條件下厚煤層開采時(shí)的垮落帶hm和導(dǎo)水裂縫帶高度hl的計(jì)算經(jīng)驗(yàn)公式為：

式中：hm——垮落帶高度，m；

hl——垮落帶高度，m；

M——采高，m。

由表3可以看出，二級(jí)最小絕對(duì)差為0，二級(jí)最大絕對(duì)差為0.666667，代入關(guān)聯(lián)系數(shù)公式可得如下公式：εi(k)=(0+0.5×0.666667)/(Δi(k)+0.5×0.666667)=0.3333335/(Δi(k)+0.3333335)。把各點(diǎn)的絕對(duì)差值代入公式，便可得到X0對(duì)Xi各指標(biāo)的關(guān)聯(lián)系數(shù)，見表4。

采用放頂煤一次采全高時(shí)，上覆巖層破壞高度與分層開采相比較為嚴(yán)重，為了安全起見，覆巖破壞高度取較大值。

因此，采高取4.55 m，9#煤層開采后，冒落帶高度為13.38 m，導(dǎo)水裂隙帶高度為47.4 m。

3 上覆巖層活動(dòng)的數(shù)值模擬研究

3.1 計(jì)算模型的建立

數(shù)值模擬采用FLAC數(shù)值軟件進(jìn)行分析研究。按照一采區(qū)工作面的巖層結(jié)構(gòu)及開采順序關(guān)系，確定該工作面開采的數(shù)值模擬力學(xué)模型，如圖2所示。

圖2 FLAC數(shù)值模型圖

1193工作面走向長(zhǎng)度584 m，考慮到邊界效益，兩端各加50 m作為力學(xué)邊界，9#煤層距回風(fēng)上山間距為90 m，煤層下方取13 m，上山上方增加27 m作為邊界，因此模型尺寸設(shè)計(jì)為684 m×130 m，走向長(zhǎng)度684 m，高度130 m。模型共分21168個(gè)單元塊，42966個(gè)節(jié)點(diǎn)。按照工作面回采工藝，9#煤層采用綜采放頂煤一次采全高開采，以此研究頂板覆巖活動(dòng)規(guī)律。

3.2 頂板巖層冒裂帶的形成與發(fā)展

工作面推進(jìn)到不同位置時(shí)水平應(yīng)力變化情況如圖3所示。當(dāng)工作面推進(jìn)250 m時(shí)，在采空區(qū)后上方15.2 m高度范圍內(nèi)出現(xiàn)拉應(yīng)力區(qū)，拉應(yīng)力最高值為1.25 MPa。在上方不同層位的巖層出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，可以分析裂隙帶高度為35 m。當(dāng)工作面推進(jìn)584 m時(shí)，可以得出相同的結(jié)論，裂隙帶高度為37.2 m。

根據(jù)煤層開采過程中上方巖體內(nèi)水平應(yīng)力的分析表明，9#煤層放頂煤開采后，冒落帶高度為15.2 m，裂隙帶高度為37.2 m。

3.3 頂板巖層垂直應(yīng)力的變化

工作面推采至回風(fēng)上山附近時(shí)上山處巖層垂直應(yīng)力變化情況如圖4所示。

圖3 工作面推進(jìn)到不同位置時(shí)水平應(yīng)力變化圖

4 回風(fēng)上山沉降預(yù)計(jì)

采用國內(nèi)成熟的概率積分法預(yù)計(jì)模型，采用中國礦業(yè)大學(xué)(北京)研制的MSAS開采沉陷分析系統(tǒng)，對(duì)此開采區(qū)域地表移動(dòng)和變形進(jìn)行計(jì)算分析。

1193工作面先開采，之后1195工作面、1197工作面后續(xù)開采時(shí)都會(huì)對(duì)地表造成影響，其巖層移動(dòng)變形情況如圖5所示，最大下沉量為3717 mm，由于上山下沉導(dǎo)致傾斜度發(fā)生變化最大為67.7 mm/m、-89.2 mm/m，水平變形為1255 mm、-966 mm，最大水平方向移動(dòng)為-45.2 mm/m，最大曲率為-3.22 km-1。圖中紅色曲線代表地表采動(dòng)時(shí)下沉值W；綠色曲線代表地表傾斜變化I；藍(lán)色曲線代表地表采動(dòng)時(shí)水平變形值U；天藍(lán)色曲線代表地表水平方向移動(dòng)ε；粉色曲線代表地表曲率K。

圖5 1193、1195、1197工作面開采后上山位置巖層移動(dòng)變形

1193、1195、1197工作面開采時(shí)上山兩側(cè)各50 m范圍內(nèi)不放頂煤時(shí)巖層移動(dòng)變形情況如圖6所示。

圖6 1193、1195、1197工作面開采上山兩側(cè)不放頂煤時(shí)巖層移動(dòng)變形

最大下沉量為1680 mm，最大傾斜為30.1 mm/m、-39.7 mm/m，水平變形為608 mm、-431 mm，最大水平移動(dòng)為21.3 mm/m，最大曲率為-1.42 km-1。

1193、1195、1197工作面開采后一次采全高時(shí)地表移動(dòng)變形情況如圖7所示，最大下沉量為3055 mm，最大傾斜為19.8 mm/m、-21.8 mm/m，水平變形為1128 mm、-767 mm，最大水平移動(dòng)為-17.5 mm/m，最大曲率為-1.42 km-1。

圖7 1193、1195、1197工作面開采后地表移動(dòng)變形

分析表明，在上山兩側(cè)各50 m不放頂煤時(shí)，下沉量為放頂煤時(shí)的45.2%，最大斜率為放頂煤時(shí)的44.5%，留設(shè)頂煤使巷道破壞的程度降低。

5 回風(fēng)上山加固方案設(shè)計(jì)

根據(jù)前述數(shù)值模擬結(jié)果，留煤柱時(shí)上山下沉較小，所以開采留設(shè)煤柱時(shí)根據(jù)計(jì)算上山兩側(cè)各留32 m煤柱。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)測(cè)定，上山的松動(dòng)圈范圍為1.8～2.2 m，確定錨桿長(zhǎng)度。

根據(jù)9#煤層開采時(shí)回風(fēng)上山位置巖層的下沉曲線，確定回風(fēng)上山的加固范圍，如圖8所示。

從圖8可以計(jì)算出，1193工作面開采前，巷道的影響加固范圍為238 m，為消除預(yù)計(jì)誤差造成的影響，兩側(cè)各加20 m加強(qiáng)支護(hù)，累計(jì)范圍為278 m。根據(jù)模擬結(jié)果并留安全距離，回風(fēng)上山應(yīng)在工作面推采至回風(fēng)上山前30 m加固完畢。圖中W表示最大下沉量1658 mm。

回風(fēng)上山為拱形斷面，錨桿長(zhǎng)度為2.6 m，間排距為0.95 m×1.0 m，如圖9所示。

錨桿采用?20 mm的左旋螺紋鋼高強(qiáng)錨桿，采用K2360和Z2360型規(guī)格的錨固劑各一卷。鋼筋梯子梁采用?14 mm圓鋼制成，金屬網(wǎng)采用菱形網(wǎng)，頂網(wǎng)長(zhǎng)度為3200 mm，幫網(wǎng)長(zhǎng)度為2200 mm，寬度為1200 mm，網(wǎng)格為50 mm×50 mm。

圖8 回風(fēng)上山加固范圍

圖9 巷道支護(hù)圖

6 結(jié)論

根據(jù)顯德旺煤礦+1100 m水平運(yùn)輸大巷原支護(hù)巷道破壞嚴(yán)重，重新設(shè)計(jì)支護(hù)參數(shù)，滿足了使用要求，可以得出以下結(jié)論：

(1)根據(jù)經(jīng)驗(yàn)公式，煤層開采的冒落帶高度13.38 m，導(dǎo)水裂隙帶高度為47.4 m。根據(jù)數(shù)值模擬分析結(jié)果，煤層開采后，冒落帶高度為15.2 m，裂隙帶高度為37.2 m，與經(jīng)驗(yàn)計(jì)算結(jié)果基本一致。

(2)根據(jù)FLAC數(shù)值模擬分析結(jié)果，工作面開采未造成回風(fēng)上山位置巖層的應(yīng)力集中，仍保持原巖應(yīng)力狀態(tài)，其巷道垂直變形表現(xiàn)為整體下沉，可以判斷回風(fēng)上山位置在冒裂帶范圍之上，處于彎曲下沉帶內(nèi)。

(3)利用MSAS開采沉陷分析系統(tǒng)，對(duì)此區(qū)域開采地表移動(dòng)和變形進(jìn)行計(jì)算分析。上山兩側(cè)留設(shè)煤柱可以改善巷道變形，并據(jù)此設(shè)計(jì)了巷道加固方案。

[1] 侯朝炯. 巷道圍巖控制[M]. 徐州: 中國礦業(yè)大學(xué)出版社, 2013

[2] 馬念杰, 趙慶彪, 劉少偉. 煤巷錨桿支護(hù)新技術(shù)[M]. 徐州: 中國礦業(yè)大學(xué)出版社, 2006

[3] 劉洪濤, 馬念杰. 煤礦巷道冒頂高風(fēng)險(xiǎn)區(qū)域識(shí)別技術(shù)[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2011(12)

[4] 馬念杰, 侯朝炯. 采準(zhǔn)巷道礦壓理論及應(yīng)用[M]. 徐州: 中國礦業(yè)大學(xué)出版社, 1995

[5] 王金華. 我國煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的新發(fā)展[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2007(2)

[6] 湯雷, 王五平. 錨桿支護(hù)與圍巖共同承載的協(xié)調(diào)性[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2004(1)

[7] 康紅普, 林健, 吳擁政. 全斷面高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨索支護(hù)技術(shù)及其在動(dòng)壓巷道中的應(yīng)用[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2009(9)

[8] 李樹清, 王衛(wèi)軍, 潘長(zhǎng)良等. 加固底板對(duì)深部軟巖巷道兩幫穩(wěn)定性影響的數(shù)值分析[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2007(2)

[9] Zhao Zenghui, Wang Weiming, Wang lei. Response models of weakly consolidated soft rock roadway under different interior pressures considering dilatancy effect[J]. Journal of Central South University, 2013(12)

[10] Fu Jianqiu, Feng Chao, Shi Jianjun. Investigation into the deformation of a large span roadway in soft seams and its support technology[J]. Mining and Technology(China), 2011(4)

[11] Chang Jucai, Xie Guangxiang. Research on space time coupling action laws of anchor cable strengthening supporting for rock roadway in deep coal mine[J]. Journal of Coal Science and Engineering(China), 2012(2)

[12] 孫曉明, 何滿潮. 深部開采軟巖巷道耦合支護(hù)數(shù)值模擬研究[J]. 中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)， 2005(4)

[13] 王金華, 康紅普, 高富強(qiáng). 錨索支護(hù)傳力機(jī)制與應(yīng)力分布的數(shù)值模擬[J]. 煤炭學(xué)報(bào), 2008(1)

[14] 孫曉明, 張國鋒, 蔡峰等. 深部?jī)A斜巖層巷道非對(duì)稱變形機(jī)制及控制對(duì)策[J]. 巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2009(6)