陳朋磊，陳鑫源，劉歡歡，王 丹，梁 潔，楊景景

(河南省煤炭科學(xué)研究院有限公司，河南 鄭州 450001)

近年來(lái)，多數(shù)賦存條件較好的煤炭資源基本開(kāi)采完畢，致使很多煤礦存在多煤層、近距離開(kāi)采的問(wèn)題，如大同礦區(qū)、新汶礦區(qū)、棗莊礦區(qū)等。國(guó)內(nèi)外學(xué)者對(duì)此進(jìn)行了研究，文獻(xiàn)[1]研究了極近距離煤層采空區(qū)下回采巷道位置及圍巖控制，針對(duì)極近距離煤層采空區(qū)底板應(yīng)力分布規(guī)律，巖層厚度和力學(xué)性質(zhì)等，提出了巷道支護(hù)對(duì)策及支護(hù)方案，工作面實(shí)現(xiàn)了安全回采；文獻(xiàn)[2]對(duì)深部近距離下位煤層回采巷道圍巖變形控制進(jìn)行了研究，基于降低圍巖應(yīng)力、提升支護(hù)強(qiáng)度的原則，提出了以“卸—讓—抗”為核心的動(dòng)態(tài)立體支護(hù)對(duì)策，巷道支護(hù)效果良好，能有效控制巷道圍巖變形；文獻(xiàn)[3]借助相似材料模擬試驗(yàn)，對(duì)伴生臺(tái)階斷層近距離煤層開(kāi)采覆巖運(yùn)移及應(yīng)力變化規(guī)律進(jìn)行了試驗(yàn)研究?；诖耍疚牟捎美碚摲治?、數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)，研究了近距離煤層回采巷道合理位置。研究為類(lèi)似工程條件下近距離煤層回采巷道合理位置的確定提供了借鑒。

1 己16-17-31020工作面圍巖強(qiáng)度參數(shù)結(jié)果

本文以己15煤層下方己16-17-31020工作面運(yùn)輸巷為例，使用物理力學(xué)參數(shù)試驗(yàn)，研究了巷道圍巖特性。煤巖試件為36塊，18塊用于抗剪試驗(yàn)，9塊用于單軸抗拉試驗(yàn)，9塊用于單軸抗壓試驗(yàn)。煤巖體抗壓強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果測(cè)試結(jié)果見(jiàn)表1—表3。

表1 煤巖體抗拉強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果Tab.1 Test results of tensile strength of coal and rock mass

表2 煤巖體抗壓強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果Tab.2 Test results of compressive strength of coal and rock mass

表3 抗剪強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果Tab.3 Test results of shear strength

由表1—表3可知，己16-17煤底板巖樣(砂質(zhì)泥巖)黏聚力為4.1 MPa、內(nèi)摩擦角為33.3°、抗拉強(qiáng)度為2.7 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為8.2 MPa；己16-17煤頂板巖樣(泥巖)黏聚力為3.3 MPa、內(nèi)摩擦角為30.1°、抗拉強(qiáng)度為1.1 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為4.2 MPa；己16-17煤黏聚力為3.3 MPa、內(nèi)摩擦角為36.3°、抗拉強(qiáng)度為0.5 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為3.6 MPa。

2 巷道布置方式選擇

近距離煤層巷道布置方式分為重疊式布置、外錯(cuò)式布置和內(nèi)錯(cuò)式布置[4-8]。近距離煤層巷道布置方式如圖1所示。

圖1 近距離煤層巷道布置方式Fig.1 Layout of close coal seam roadway

3 下位煤層巷道合理位置

3.1 理論分析

為確保巷道圍巖的穩(wěn)定性，不能將己16-17-31020工作面回采巷道布置在離己15煤層遺留煤柱底板應(yīng)力影響區(qū)域，其最小水平錯(cuò)距可按照式(1)計(jì)算[9-12]：

Xmin=LB+lcotδ

(1)

式中，LB為被動(dòng)應(yīng)力區(qū)域邊界長(zhǎng)度；δ為己15煤柱壓力影響角；l為己16-17與己15煤層間距。

代入數(shù)據(jù)計(jì)算得：Xmin=20.1～24.8 m。為減少上覆煤層殘留煤柱對(duì)研究工作面回采的影響，當(dāng)己16-17-31020工作面運(yùn)輸巷采用外錯(cuò)布置時(shí)，應(yīng)將巷道布置在距己15煤層殘留煤柱水平24.88 m外。

3.2 數(shù)值模擬分析

3.2.1 模型建立

根據(jù)研究區(qū)域及己16-17-31020工作面地質(zhì)條件，具體數(shù)值計(jì)算模型[13-20]如圖2所示。

圖2 數(shù)值計(jì)算模型Fig.2 Numerical calculation model

由于己16-17-31020工作面埋深較大，設(shè)置模型的模型邊界條件為：側(cè)壓系數(shù)約為1.1，上覆巖層應(yīng)力為21.6 MPa。模型邊界條件如圖3所示。

圖3 模型邊界條件Fig.3 Boundary conditions of the model

3.2.2 數(shù)值模擬分析

(1)為了研究己15-31040工作面底板應(yīng)力分布規(guī)律，己15-31040工作面測(cè)線(xiàn)布置如圖4所示。測(cè)線(xiàn)C—C′布置在煤柱軸向、應(yīng)力測(cè)線(xiàn)B—B′布置在煤層工作面傾向中部、應(yīng)力測(cè)線(xiàn)A—A′布置在煤層工作面走向中部。

圖4 己15-31040工作面測(cè)線(xiàn)布置Fig.4 Survey line layout of Ⅵ15-31040 working face

己15-31040工作面回采后底板垂直應(yīng)力分布和傾向垂直應(yīng)力分布特征如圖5所示。

圖5 己15-31040工作面回采后底板垂直應(yīng)力分布和傾向垂直應(yīng)力分布特征Fig.5 Vertical stress distribution and inclined vertical stress distribution of floor after mining of Ⅵ15-31040 working face

由圖5(a)可知，隨著模型傾向長(zhǎng)度的增加，工作面底板垂直應(yīng)力，出現(xiàn)增加—減少—增加—減少—穩(wěn)定的趨勢(shì)，最大垂直應(yīng)力為80 MPa；由圖5(b)可知，隨著模型豎向高度的增加，工作面傾向垂直應(yīng)力出現(xiàn)增加—減少的趨勢(shì)，應(yīng)力集中系數(shù)為1.01～1.23。

(2)為了研究己15-31020工作面底板應(yīng)力分布規(guī)律。將工作面測(cè)線(xiàn)進(jìn)行布置，如圖6所示。

圖6 工作面測(cè)線(xiàn)布置Fig.6 Survey line layout of working face

工作面回采距離分別為50、150、250、350 m時(shí)，己15-31020工作面傾向水平應(yīng)力分布如圖7所示，垂直應(yīng)力分布如圖8所示。由圖7、圖8可得，當(dāng)己15-31020工作面開(kāi)采完成后，區(qū)段煤柱內(nèi)部應(yīng)力峰值逐漸降低，應(yīng)力集中系數(shù)為2.29，應(yīng)力峰值為54.63 MPa；但是在己15-31040采空區(qū)側(cè)煤柱邊緣100 m范圍時(shí)，采空區(qū)底板應(yīng)力逐漸增大，應(yīng)力集中系數(shù)為1.45，底板應(yīng)力為34.58 MPa；在己15-31040采空區(qū)內(nèi)側(cè)25 m范圍內(nèi)時(shí)，采空區(qū)底板應(yīng)力處于降低區(qū)域，應(yīng)力集中系數(shù)接近1。

圖7 不同回采距離下己15-31020工作面傾向水平應(yīng)力分布Fig.7 Inclined horizontal stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances

圖8 不同回采距離下己15-31020工作面垂直應(yīng)力分布Fig.8 Vertical stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances

結(jié)合巷道寬度、地質(zhì)條件以及模擬結(jié)果因素，將己15-31040采空區(qū)下方回采巷道布置于區(qū)段煤柱水平間距25 m范圍內(nèi)。

(3)為了研究己15-23160工作面底板應(yīng)力分布規(guī)律。將己15-23160工作面測(cè)線(xiàn)進(jìn)行布置，如圖9所示?；夭删嚯x分別為50、150、250、350 m時(shí)，己15-23160工作面傾向剖面應(yīng)力分布如圖10所示。

圖9 己15-23160工作面測(cè)線(xiàn)布置Fig.9 Survey line layout of working face Ⅵ15-23160

圖10 不同回采距離下己15-23160工作面傾向剖面應(yīng)力分布Fig.10 Stress distribution on the inclination profile of Ⅵ15-23160 working face under different mining distances

根據(jù)數(shù)值模擬和理論分析，將己16-17-31020運(yùn)輸巷布置方式確定為外錯(cuò)式；把己16-17-31020運(yùn)輸巷布置在己15-31040采空區(qū)的下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。

4 工程應(yīng)用

4.1 巷道布置方式

根據(jù)數(shù)值模擬和理論分析，當(dāng)己16-17-31020工作面運(yùn)輸巷大平距外錯(cuò)上位遺留煤柱時(shí)，巷道的變形較小、容易支護(hù)，運(yùn)輸巷確定采用外錯(cuò)式布置。將己16-17-31020運(yùn)輸巷布置在己15-31040采空區(qū)下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。巷道具體空間位置關(guān)系如圖11所示。

圖11 巷道合理布置方式示意Fig.11 Schematic diagram of reasonable layout of roadway

4.2 巷道支護(hù)技術(shù)方案

正常條件下梯形巷道支護(hù)方式如圖12所示。

圖12 正常條件下巷道支護(hù)方式Fig.12 Roadway supporting mode under normal conditions

4.2.1 正常條件下巷道支護(hù)技術(shù)

(1)頂板錨桿支護(hù)參數(shù)。高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨桿的直徑為22 mm，長(zhǎng)度為2 600 mm，錨桿數(shù)量為8根，錨固力不小于228 kN。間距為700 mm，排距為800 mm。采用2根規(guī)格為MSK2335的樹(shù)脂錨固劑和1根規(guī)格為MSCK2335進(jìn)行錨固。托盤(pán)采用厚度為10 mm、直徑150 mm的Q235熱軋鋼板制成圓型調(diào)心托盤(pán)，使用厚度2.75 mm的BHW型鋼帶。采用直徑3.8 mm冷拔絲所制金屬網(wǎng)，金屬網(wǎng)尺寸為50 mm×50 mm。

(2)幫部錨桿支護(hù)參數(shù)。高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨桿的直徑為20 mm，長(zhǎng)度為2 400 mm，錨桿數(shù)量為5根，錨固力不小于188 kN。間距為750 mm，排距為800 mm。采用1根規(guī)格為MSK2335的樹(shù)脂錨固劑和1根規(guī)格為MSCK2335進(jìn)行錨固。托盤(pán)采用厚度為10 mm、直徑150 mm的Q235熱軋鋼板制成圓型調(diào)心托盤(pán)。采用直徑3.8 mm冷拔絲所制金屬網(wǎng)，金屬網(wǎng)尺寸為50 mm×50 mm。

(3)頂板錨索支護(hù)參數(shù)。高強(qiáng)度高預(yù)緊力錨索的直徑為22 mm，長(zhǎng)度為6 500 mm，錨桿數(shù)量為2根，極限強(qiáng)度不小于1 860 MPa。間距為1 200 mm，排距為1 600 mm。采用4根規(guī)格為MSK2335的樹(shù)脂錨固劑和1根規(guī)格為MSCK2335進(jìn)行錨固。托盤(pán)采用300 mm×300 mm方形鋼制托盤(pán)。

4.2.2 特殊條件下巷道支護(hù)技術(shù)

當(dāng)己16-17-31020工作面運(yùn)輸巷礦壓顯現(xiàn)劇烈或過(guò)斷層時(shí)，巷道圍巖變形大，需要對(duì)巷道幫部進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。巷道兩幫采用高強(qiáng)預(yù)緊力錨索，直徑為22 mm，長(zhǎng)度為6 500 mm，極限強(qiáng)度不小于1 860 MPa，間距為1 500 mm，排距為1 600 mm，低幫布置1根，高幫布置2根。采用方形鋼制托盤(pán)15 mm、長(zhǎng)300 mm、寬300 mm，特殊條件下巷道錨桿支護(hù)及頂錨索支護(hù)參數(shù)與正常條件下基本一致。

4.3 巷道礦壓顯現(xiàn)特征

(1)圍巖變形量觀測(cè)。研究對(duì)巷道表面位移情況進(jìn)行了60 d的監(jiān)測(cè)，得到各測(cè)站圍巖表面位移曲線(xiàn)如圖13所示。

由圖13(a)可知，在1號(hào)測(cè)站中，巷道的圍巖變形在6 d之后，巷道圍巖出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在50 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道兩幫變形量為65 mm，巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?2 mm。由圖13(b)可知，在2號(hào)測(cè)站中，巷道的圍巖變形在5 d之后，巷道圍巖出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在48 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道兩幫變形量為104 mm，巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?0 mm；由圖13(c)可知，在3號(hào)測(cè)站中，巷道的圍巖變形在4 d之后，巷道圍巖出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在42 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道兩幫變形量為81 mm，巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?7 mm。

研究表明，巷道圍巖變形量均在要求范圍內(nèi)，其頂?shù)装宓囊平啃∮趦蓭偷囊平?，顯示巷道處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，巷道支護(hù)參數(shù)是合理的。因此，外錯(cuò)25 m時(shí)巷道支護(hù)方式是合理的。

(2)頂板離層監(jiān)測(cè)。各測(cè)站頂板離層曲線(xiàn)如圖14所示。其中，深部離層布置在距離頂板5.6 m位置處，淺部離層布置在距離頂板2.6 m位置處。由圖14(a)可知，在1號(hào)測(cè)站中，巷道圍巖在2 d之后，出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在15 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道深部離層量為7 mm，巷道淺部離層量為6 mm；由圖14(b)可知，在2號(hào)測(cè)站中，巷道圍巖在2 d之后出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在13 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道深部離層量為11 mm，巷道淺部離層量為10 mm；由圖14(c)可知，在3號(hào)測(cè)站中，巷道的圍巖在2 d之后出現(xiàn)較大的變形，變形速率較大，在12 d之后，開(kāi)始趨于穩(wěn)定。巷道深部離層量為9 mm，巷道淺部離層量為8 mm，巷道頂板離層量均在要求范圍之內(nèi)。

巷道支護(hù)效果如圖15所示。由圖15可知，巷道支護(hù)效果是良好的。

圖15 巷道支護(hù)效果Fig.15 Roadway supporting effect

5 結(jié)論

(1)通過(guò)煤巖物理力學(xué)參數(shù)試驗(yàn)得出，己16-17煤底板巖樣(砂質(zhì)泥巖)黏聚力為4.1 MPa、內(nèi)摩擦角為33.3°、抗拉強(qiáng)度為2.7 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為8.2 MPa；己16-17煤頂板巖樣(泥巖)黏聚力為3.3 MPa、內(nèi)摩擦角為30.1°、抗拉強(qiáng)度為1.1 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為4.2 MPa；己16-17煤黏聚力為3.3 MPa、內(nèi)摩擦角為36.3°、抗拉強(qiáng)度為0.5 MPa、平均抗壓強(qiáng)度為3.6 MPa。

(2)根據(jù)數(shù)值模擬和理論分析，將己16-17-31020運(yùn)輸巷布置方式確定為外錯(cuò)式；把己16-17-31020運(yùn)輸巷布置在己15-31040采空區(qū)的下方，其巷道距上覆遺留煤柱邊緣水平距離為25 m。

(3)當(dāng)巷道采用外錯(cuò)25 m的方式布置時(shí)，頂板采用高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨桿，直徑22 mm，長(zhǎng)2 600 mm，錨桿數(shù)量為8根，錨固力不小于228 kN。間距為700 mm，排距為800 mm。幫部錨桿采用高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨桿，直徑20 mm，長(zhǎng)2 400 mm，錨桿數(shù)量為5根，錨固力不小于188 kN。間距為750 mm，排距為800 mm。頂板錨索采用高強(qiáng)度高預(yù)緊力錨索，直徑22 mm，長(zhǎng)6 500 mm，錨桿數(shù)量為2根，極限強(qiáng)度不小于1 860 MPa。間距為1 200 mm，排距為1 600 mm。對(duì)其進(jìn)行圍巖變形量觀測(cè)和頂板離層監(jiān)測(cè)得出，巷道頂?shù)装遄畲笠平繛?7 mm，兩幫最大收斂量為104 mm；巷道深部最大離層量為11 mm，淺部最大離層量為10 mm。試驗(yàn)表明，在大平距外錯(cuò)的布置方式下，巷道的支護(hù)難度低、應(yīng)力環(huán)境小、控制效果好，研究有效解決了巷道大變形、高應(yīng)力問(wèn)題。