楊 波

(山西忻州神達大橋溝煤業(yè)有限公司，山西 忻州 036500)

1 前言

在極近距離多煤層群開采中，下部煤層頂板的完整性受到上部煤層開采時的損傷影響，上部煤層開采后，下部煤層上方為上部煤層開采后頂板垮落的矸石和上部煤層開采后遺留的區(qū)段煤柱。在原巖應(yīng)力和上部煤層采動影響作用下，上部煤層遺留的煤柱上的支承壓力和頂板垮落的矸石對底板巖層和煤層產(chǎn)生一定程度的破壞，底板巖層和煤層在受到應(yīng)力集中、擴散、變化等演化過程，上部煤層開采平衡后在底板巖層中形成一定的應(yīng)力分布狀態(tài)。在下部煤層開采時，工作面極易發(fā)生頂板冒落，回采巷道的圍巖移近量大，支護困難，礦壓顯現(xiàn)十分明顯，因此近距離煤層巷道支護的合理性對于礦井合理的利用資源、延長生產(chǎn)年限、保持礦井安全高效生產(chǎn)和持續(xù)穩(wěn)產(chǎn)具有重要的意義[1]。

2 工程概況

山西忻州神達大橋溝煤業(yè)有限公司為2009年兼并重組單獨保留礦井，開采煤層為8～13號煤層，生產(chǎn)規(guī)模90萬t/a。該礦現(xiàn)為生產(chǎn)礦井，開采上組8號煤層，該煤層資源即將開采殆盡，為保證礦井正常采掘接替，必須盡快部署礦井中組煤的開拓工作，保證礦井水平接續(xù)。礦井中組煤包括9號、10號、11號三層煤，屬于極近距離煤層群，采用聯(lián)合布置，分層開采，利用10號煤層三條盤區(qū)巷道開拓9號、10號、11號中組煤。通過回風(fēng)、運輸石門聯(lián)巷與9號、11號煤層聯(lián)通，布置回風(fēng)、運輸順槽及回采工作面，三層煤層順槽巷道采用錯位布置，9號、10號煤層內(nèi)錯布置，11號煤層外錯布置。

9號煤層位于太原組上部，上距8號煤層14.85～30m，平均23.14m，煤層厚度0～4.85m，平均厚度2.02m，煤層結(jié)構(gòu)較簡單頂板為粗、細砂巖、泥巖，底板為泥巖。9號煤層直接頂板是S2砂巖，厚度較大，在部分鉆孔中有0.20m左右的炭質(zhì)泥巖、粉砂巖、黏土巖偽頂，頂板節(jié)理、裂隙較發(fā)育，經(jīng)鉆孔取樣力學(xué)試驗，砂巖抗壓強度26.7～37.8MPa，平均為32.4MPa，巖石堅硬程度屬中硬，屬中等冒落性的頂板，較易管理。底板是粉砂巖或黏土巖，經(jīng)鉆孔取樣力學(xué)試驗，泥巖抗壓強度16.9～34.7MPa，平均為25.2MPa，巖石堅硬程度屬軟弱。

9號煤層運輸巷道：采用矩形斷面，錨桿支護，凈寬5.0m，凈高2.6m，凈斷面13.00m2。頂板每排布置5根，頂錨桿采用φ18mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距900mm×900mm；每側(cè)巷幫每排布置2根錨桿，錨桿間距900mm，排距900mm，靠近頂部的幫錨桿距巷頂500mm。具體情況見表1。

9號煤工作面切眼：錨網(wǎng)索支護，凈寬7.0m，凈高2.6m，凈斷面18.2m2。二次擴幫后頂板每排布置10根，頂錨桿采用φ18mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距800mm×900mm。具體情況見表2。

表1 9號煤層運輸巷道支護參數(shù)

表2 切眼支護參數(shù)

3 9號煤層工作面巷道及切眼支護參數(shù)的模擬研究

3.1 模型建立

以大橋溝礦9號煤層90101工作面運輸巷道和回風(fēng)巷道開采地質(zhì)條件為研究背景，建立FLAC3D數(shù)值模型，9號煤層平均厚度為2.0m，頂板為粗、細砂巖、泥巖，底板為泥巖。9號煤層與下部10號煤層層間距取5.5m，模型中兩層煤都按近水平煤層計算。9號煤層工作面長度為200m，運輸巷道斷面尺寸為2.4m×5.0m，回風(fēng)巷道斷面尺寸為2.4m×4.3m，其模型如圖1所示。

圖1 工作面模擬模型

9號煤層運輸巷道采用錨桿+錨網(wǎng)索支護，錨桿規(guī)格為φ18mm×2 000mm，每排布置12根，間排距為0.9m×0.9m，錨索規(guī)格為φ17.8mm×7 200mm，間排距為1.8m×1.8m。9號煤層回風(fēng)輸巷道采用錨桿+錨網(wǎng)索支護，錨桿規(guī)格為φ18×2 000mm，每排布置11根，間排距為0.9m×0.9m，錨索規(guī)格為φ17.8mm×7 200mm，間排距為1.8m×1.8m。其支護效果如圖2所示。

圖2 巷道支護效果

3.2 模擬結(jié)果分析

1)掘進階段

模型進行巖層參數(shù)賦值后，進行巷道開挖及支護。圖3、圖4所示為掘進支護后垂直方向的應(yīng)力切片云圖、水平方向的應(yīng)力切片云。掘進后水平方向的位移切片云圖、垂直方向的位移切片云圖如圖5、圖6所示。

圖3 掘進后垂直方向應(yīng)力切片云圖

圖4 掘進后水平方向應(yīng)力切片云圖

圖5 掘進后垂直方向位移切片云圖

圖6 掘進后水平方向位移切片云圖

掘進巷道圍巖應(yīng)力分析：工作面回采后，由垂直方向的應(yīng)力切片云圖可知，應(yīng)力集中區(qū)域主要集中在巷道頂?shù)装?，?yīng)力范圍是0.566～5.5MPa，影響范圍是頂?shù)装迳舷?m左右；由水平方向的應(yīng)力切片云圖可知，應(yīng)力集中區(qū)域主要在巷道兩幫，應(yīng)力范圍是0.28～7MPa，工作面幫影響范圍略大于煤柱幫，約為3m。

掘進巷道圍巖位移變形分析：頂板下沉量約為7.82mm，底板底鼓量約為16.50mm，工作面幫變形約為28.60mm，煤柱幫變形約為13mm，兩幫相對移近量約為41.60mm，此方案掘進時巷道變形量不大。

2)回采階段

設(shè)1個循環(huán)工作面推進1.6m，推完模擬的100m巷道需要60個循環(huán)。在工作面前方60m處布置測點，記錄歷史數(shù)據(jù)，其垂直及水平方向應(yīng)力云圖如圖7、圖8所示，位移云圖如圖9、圖10所示，觀測90101工作面回采時的圍巖變化。

圖7 回采后垂直方向應(yīng)力切片云圖

圖8 回采后水平方向應(yīng)力切片云圖

圖9 回采后垂直方向位移切片云圖

圖10 回采后水平方向位移切片云圖

回采巷道圍巖應(yīng)力分析：工作面回采后，由垂直方向的應(yīng)力切片云圖可知，應(yīng)力集中區(qū)域主要集中在巷道頂?shù)装澹瑧?yīng)力范圍是0.331～8MPa，影響范圍是頂?shù)装迳舷?m；由水平方向的應(yīng)力切片云圖可知，應(yīng)力集中區(qū)域主要在巷道兩幫，應(yīng)力范圍是0.064 5～7MPa，工作面兩幫影響范圍遠比煤柱幫大，分別是6m左右及3m左右。這表明巷道頂?shù)装寮皟蓭陀绊懛秶鷥?nèi)的圍巖承載能力較低，可能已經(jīng)出現(xiàn)了塑性區(qū)域且頂?shù)装宕怪狈较驊?yīng)力范圍和工作面幫影響范圍越來越大[2]。

回采巷道圍巖位移變形分析：頂板下沉量約為30mm，底板底鼓量約為17.58mm，工作面幫變形約為70mm，煤柱幫變形約為30mm，兩幫相對移近量約為100mm，巷道變形量進一步增大，主要是頂板下沉量增大以及兩幫相對移近量加大。

4 切眼支護數(shù)值模擬結(jié)果分析

工作面切眼一次開挖后切眼斷面尺寸為2.6m×3.5m，頂板支護2根錨索，間排距為1.7m×1.7m，頂板支護4根錨桿，前后煤壁每排各需3根錨桿，間排距為0.9m×0.9m。圖11所示為切眼支護后圍巖塑性區(qū)分布情況。

圖11 塑性區(qū)分布

由圖11可知，切眼圍巖塑性區(qū)發(fā)育主要分布在頂板以及前后煤壁中，但塑性區(qū)相較于無支護情況明顯減少，錨桿錨索對巷道圍巖起到加固作用，形成穩(wěn)定承載結(jié)構(gòu)，塑性區(qū)發(fā)育比較均勻，塑性區(qū)發(fā)育范圍減少，對巷道圍巖的穩(wěn)定起到很好的維護作用[3]。

圖12、圖13所示分別為切眼支護情況下水平應(yīng)力分布以及垂直應(yīng)力分布狀態(tài)，與支護情況下相比，應(yīng)力集中范圍增大，由于巷道圍巖在錨桿錨索的作用下保持較好的形態(tài)，其承載能力加強，支護情況下的應(yīng)力峰值主要分布在錨桿作用范圍內(nèi)。由于塑性區(qū)發(fā)育范圍減小，巷道圍巖完整性較好，其應(yīng)力分布較對稱。因此，錨網(wǎng)索支護在維護切眼圍巖穩(wěn)定性中起到良好的效果。

圖12 水平應(yīng)力分布云圖

圖13 垂直應(yīng)力分布云圖

圖14和圖15所示分別為切眼開挖過后前后煤壁位移變化量以及頂?shù)装逦灰谱兓俊Ｅc無支護情況相比，前后煤壁移近量有所減小，減小量基本相同。因錨網(wǎng)索與煤體形成穩(wěn)定支撐結(jié)構(gòu)，切眼前后煤壁最終變化量基本相同，錨網(wǎng)索支護能有效控制圍巖的變形情況。頂?shù)装逑鄬σ平肯鄬τ谥ёo前也有所減小，但最終底鼓量比頂板移近量較大，切眼開挖后也應(yīng)注重對底板的處理。

圖14 切眼前后煤壁位移量

5 結(jié)論

利用數(shù)值模擬對巷道以及切眼進行了模擬，近距離下部煤層以被動架棚為主，并輔助以錨桿支護，近距離下部煤層的棚式支護圍巖的應(yīng)力和變形得到了較好的控制，采用的支護方案是合理可行的，支護效果良好。

圖15 切眼頂?shù)装逡平?/p>