近距离下伏煤层回采巷道稳定性控制技术研究

白邦旭

(山西省柳林县能源局，山西 吕梁 033300)

煤炭资源对我国经济发展具有重要的作用[1-2]。近年来产能需求不断加大，使部分矿山开始了近距离煤层的回采，带来了一些问题。在对这类煤层开采的过程中，下伏煤层回采巷道的稳定问题表现尤为突出，为矿山高产高效开采增加了困难[3-5]。这就需要根据实际的煤层及岩层条件，研究近距离下伏煤层回采巷道稳定性控制问题[6-7]，消除因巷道变形破坏所带来的不利影响。

在这方面的研究中，王艳斌为解决晋邦德矿近距离煤层巷道变形大的问题，通过理论计算对近距离煤层的支护进行了研究，给出了相应的支护优化方案[8]；赵洪宝等分析了工作面回采与煤柱应力集中情况下产生非对称性破坏的机理与演化规律[9]；平明亮针对山西某矿极近距离煤层下层煤5305巷道围岩变形严重、稳定性差的问题，通过对巷道顶板稳定性的分析，提出了巷道在不同顶板厚度下的支护方案[10]；贾波通过理论计算和数值模拟相结合的方式对上覆岩层的破坏形式进行了研究，得到垮落带和裂隙带高度，并研究了巷道开采对巷道围岩的应力分布特征[11]。这些成果重点分析了煤柱及巷道的破坏与应力分布特征，以及巷道常规支护方法，但是在下伏煤层回采巷道注浆锚索加固稳定性控制方面有待进一步研究。

本文以柳林某煤矿近距离煤层为工程背景，深入研究了近距离下伏煤层回采巷道稳定性控制技术，保障了巷道的稳定性，实现了矿山高产高效的开采目标。

1 工程概况

某矿主采8号与9号煤层，其中8号煤层厚度2.00～3.10 m，平均厚2.65 m，9号煤层厚度1.55～3.00 m，平均厚2.17 m，煤层倾角2～8°，两煤层间距11.45～19.6 m，平均13.05 m，煤岩体综合柱状图见图1。

图1 煤岩体综合柱状图

该矿8107工作面主采8号煤层，其下方为9107工作面，主采9号煤层，工作面位置关系见图2。下伏煤层回采巷道断面尺寸为宽×高=4.0 m×2.5 m，回采巷道长450 m。对于近距离煤层回采，当两煤层间距较小时，上煤层回采产生的采动应力易对下伏煤层回采巷道稳定性造成影响，导致巷道围岩发生变形甚至破坏。为此，需要根据近距离煤层实际工程条件，研究巷道顶板间隔层类型，并提出有效的支护手段，以保证下煤层回采巷道的稳定。

图2 工作面位置关系图

2 下伏煤层巷道顶板破断类型分析

对于巷道顶板岩层破断类型，根据顶板破坏深度，可分为损伤破断、裂隙破断与块裂破断3种。其中损伤破断表明上煤层开采形成的应力扰动导致底板破裂深度未达到下伏煤层位置，其间存在一定厚度的稳定层，仅受损伤扰动；裂隙破断表明上煤层底板破坏深度即将到达下煤层位置，整个裂隙发展将对下煤层回采巷道造成一定程度影响；块裂破断表明上煤层底板破坏深度已经超过下煤层位置，对整个煤层稳定性造成了严重影响。

为了分析该矿两煤层间岩层的破断类型，需要通过理论分析底板岩层的破坏深度，根据塑性力学理论，构建底板破坏力学模型，如图3所示。

图3 底板破坏深度分析模型

根据几何关系，上煤层底板破坏深度表达式如下：

(1)

式中：h为底板岩层破坏高度，m；φ为底板岩层内摩擦角，°；a为煤柱破坏宽度，m；β为破坏深度垂线与煤柱边界夹角，°。

令dh/dβ=0，可得：

(2)

结合公式(1)与(2)得到底板岩层破坏深度：

(3)

根据极限平衡理论，煤柱破坏宽度表达式如下：

(4)

式中：m为采高，m；η为三轴应力系数；f为摩擦系数；k为应力集中系数；H为煤层埋藏深度，m；γ为顶板岩层容重，N/m3；φ1为底板岩层内摩擦角，°；C为煤层内聚力，MPa。

其中：

(5)

联合公式(3)、(4)、(5)，得到底板岩层破坏深度最大值，表达式如下：

(6)

该矿8号煤层采高2.65 m，煤层内聚力为1.4 MPa，煤层及顶板岩层内摩擦角分别为30°与32°，摩擦系数为0.65，覆岩容重为24 500 N/m3；应力集中系数为4.65，8号煤层平均埋深300 m，将相关参数带入公式(6)，可得底板岩层最大破坏深度为12.15 m，基本达到了两煤层间距，由此判断煤层间岩层破断类型为裂隙破断，破断结构如图4所示。

图4 岩层裂隙破断结构

通过图4可以看出，对于该矿近距离煤层开采，煤层间岩层的破断类型主要为裂隙破断，在下煤层顶板裂隙发育，完整性被一定程度破坏，但是并没有完全破断，存在一定的可锚性，为此对于下煤层回采巷道的稳定性控制，可以采用对顶板岩层进行锚注的方法，即采用锚杆+注浆锚索联合支护方法。

3 支护参数优化数值模拟分析

3.1 数值模拟方案

为了确定下煤层回采巷道合理的支护参数，需对其支护参数进行优选，为此研究采用Flac3D数值软件进行分析，研究不同支护方案下巷道位移变化情况。所构建的数值模型长×宽×高=360 m×70 m×90 m，在模型两侧设置50 m边界宽度来避免边界效应的影响，划分为37 890个单元，在模型顶部施加约12.5 MPa的载荷等效上覆岩层容重，数值模拟用岩体力学参数见表1。研究针对现场巷道情况，共设置4种支护方案，见表2。

表1 岩体力学参数

表2 模拟支护方案

3.2 数值结果分析

方案1巷道位移变化情况见图5。巷道顶板最大垂直位移约为75 mm，底板最大垂直位移约为46 mm，顶板位移变化高于底板，整体位移相对较小；巷道两帮水平位移：左帮水平位移约为79 mm，右帮水平位移约为84 mm。

方案2巷道位移变化情况见图6。巷道顶板最大垂直位移约为78 mm，底板最大垂直位移约为49 mm，顶板位移变化依然高于底板，整体位移相对较小；对于巷道两帮水平位移：左帮水平位移约为82 mm，右帮水平位移约为87 mm。

方案3巷道位移变化情况见图7。巷道顶板最大垂直位移约为98 mm，底板最大垂直位移约为67 mm，顶板位移变化依然高于底板，整体位移相对较大；对于巷道两帮水平位移：左帮水平位移约为105 mm，右帮水平位移约为99 mm。

方案4巷道位移变化情况见图8。巷道顶板最大垂直位移约为128 mm，底板最大垂直位移约为88 mm，顶板位移变化依然高于底板，整体位移继续加大；对于巷道两帮水平位移：左帮水平位移约为124 mm，右帮水平位移约为122 mm。整体水平位移较大。

图5 方案1巷道位移变化情况

图6 方案2巷道位移变化情况

图7 方案3巷道位移变化情况

图8 方案4巷道位移变化情况

不同方案巷道位移变化对比情况见图9。对于方案1与方案2，巷道位移整体变化不大；通过对比方案2与方案3，巷道顶板位移分别增加20.4%与26.8%，巷道两帮位移分别增加21.9%与12.1%；通过方案2与方案4对比，巷道顶板位移分别增加39.1%与44.3%，巷道两帮位移分别增加33.9%与28.7%.综合巷道支护成本与巷道控制效果两方面考虑，确定方案2为最优，即锚杆间排距为750 mm×750 mm。

4 下煤层巷道稳定性控制方法

通过前述研究，对于下煤层回采巷道的稳定性控制主要采取锚杆+注浆锚索联合支护方法。对于巷道顶板位置，采取锚杆与注浆锚索间隔布置方式，其中锚杆间排距为750 mm×750 mm，长度2.5 m，直径20 mm，采取与巷道顶板垂直布置方式，注浆锚索间排距850 mm×850 mm，锚索长5 800 mm，直径22 mm，同样采取与巷道顶板垂直布置方式，在顶板每排共布置4根锚杆与3根锚索。对于巷道两帮位置，每次打4根锚杆，间排距750 mm×750 mm，长度2.5 m，直径20 mm，采取与巷道壁面垂直布置方式，锚杆间采用W型钢带连接，顶板注浆锚索采用工字钢连接，浆体水灰比为0.7∶1，注浆压力3.7 MPa，巷道断面支护形式见图10。

图9 不同方案巷道位移变化对比图

图10 巷道断面支护图(mm)

5 巷道变形控制效果分析

为验证提出的下煤层回采巷道稳定性控制效果，研究在9号煤层9105运巷进行了试验，通过选择巷道变形较大地段进行锚杆+注浆锚索联合支护，并在巷道顶底板及两帮布置监测点(图11)，随着回采工作面推进，对巷道变形情况进行监测。

巷道位移监测结果见图12。随着工作面推进，监测巷道顶底板及两帮位移整体表现为“S”形增长趋势。当工作面距离监测点约30 m时，巷道整体变形趋于稳定，此时，顶板最大下沉量约为74 mm，底板最大底鼓量约为77 mm，两帮最大移近量约为50 mm，巷道整体位移变化较小，变形量与数值分析中方案2巷道变形量较为接近。通过现场监测，采用锚杆+注浆锚索联合支护方法，可有效控制下煤层回采巷道的稳定性，保障了工作面安全回采。

图11 监测点布置图

图12 巷道位移监测曲线图

6 结 语

1) 通过计算分析底板岩层破坏深度，得到破坏深度值为12.15 m，确定下煤层回采巷道顶板破坏类型为裂隙破断，对裂隙破断区需要加强支护，以保障巷道的稳定性。

2) 通过对巷道支护参数进行模拟分析，综合考虑巷道支护成本与控制效果，确定锚杆排间距为750 mm×750 mm时支护效果最佳，此时，巷道顶底板及两帮最大位移量分别为78 mm、49 mm、82 mm与87 mm，整体变形量较小，可有效保障巷道的稳定性。

3) 通过现场试验与监测，巷道变形表现为“S”形增长趋势，随工作面推进，巷道变形趋于稳定后，顶板最大下沉量约为74 mm，底板最大底鼓量约为77 mm，两帮最大移近量约为50 mm，巷道变形得到了良好的控制。