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近距离煤层采空区下大断面巷道支护技术探讨

2023-11-06 45 上传者：管理员

摘要：以磁窑沟矿13108运输顺槽为工程实例，因其位于近距离煤层采空区下方处，导致巷道变形大，严重威胁工作面安全回采；采用现场调研、数值模拟和理论分析等方法，对该巷道失稳原因及控制技术进行了探讨；分析表明，断面大、受力不均和围岩软弱是引起空区下巷道失稳的原因；应用二次成巷掘进支护技术能有效减少掘进期间巷道围岩塑性区的破坏范围，实测巷道掘进期间断面收敛率仅为2.0%，证明稳定性高。

关键词：
二次成巷
巷道支护
支护技术
近距离煤层
采空区下掘巷
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由于磁窑沟矿相邻煤层层间距较小，相邻煤层采动影响较大，易造成下煤层回采巷道围岩应力集中或巷道围岩的破坏，巷道支护难度较大[1]。同时，为满足通风和生产需求，其巷道设计断面面积较大，进一步加剧了巷道的失稳[2]。因此，开展对此类巷道失稳原因和控制方式的研究具有迫切的现实需要。本文以磁窑沟矿近距离开采的10-2煤采空区下13108运输顺槽为工程实例，对其巷道失稳原因和控制方案进行初步探讨。

1、工程概况

磁窑沟矿13108运输顺槽位于平均埋深147 m的13108工作面，巷道东部为未开采实体煤柱，南部为131盘区大巷，西部为13108工作面（待开采），北部为井田边界煤柱。巷道上方为10-2煤层10301、10302采空区和原磁窑沟煤矿开采区域，巷道距上采空区平均距离为31.4 m。巷道沿13煤层底板掘进，掘进长度2 320.6 m。断面为7 m×4 m的矩形，平均坡度3.2°。13108运输顺槽顶底板情况如表1所示。

13108运输顺槽断面较大，巷道沿煤层底板掘进，围岩为松软的煤层。同时，距离巷道上方31.4 m左右为10-2煤采空区。相似工况条件的相邻巷道在巷道掘进期间，易产生巷道片帮、底鼓和顶板破碎等巷道失稳问题。虽然相邻巷道采取了补救措施，但严重影响了工作面的生产效率和安全。因此，为了避免13108运输顺槽出现类似安全隐患，急需查找巷道失稳原因，并有效制定巷道稳定控制方式。

表1 13108运输顺槽顶底板情况

2、巷道失稳分析

为了查找近距离煤层采空区下巷道产生失稳的原因，选取有限差分数值计算软件FLAC3D，并根据13108运输顺槽工况进行数值计算分析。

1）模型建立及网络划分。根据巷道工程概况，巷道模型为7 m×4 m，上覆采空区工作面宽度为200 m，与巷道轴向方向垂直正交。因此，模型长147 m，宽240 m，高79 m。10-2煤层工作面两侧留设20 m保护煤柱，其余地层模型按照顶底板概况设置。为保证运算质量和效率，巷道研究区域附近网络局部加密，其余模型网络单元尺寸适当增加[3]。整体数值模型如图1所示。

图1 数值模型

2）模型赋参及边界条件。上述模型地层参数，取矿井设计初期岩石实验室物理力学参数的0.1～0.2倍[4]。采用Elastic模型模拟模型的初始地应力，模型开采时采用Mohr破坏模型。在10-2煤与其顶板间建立接触面，并采用FISH语言模拟顶板的垮落和应力恢复过程[5]。对模型z方向施加重力加速度-10 m/s2，模型上表面距地表约100 m，对模型上表面z方向施加-2.3 MPa模拟模型上覆应力，侧压力系数设置为1.3。限制模型四周方向的位移，模型底部固支。

3）模拟结果分析。根据模型的塑性区和应力数值模拟结果，沿13108巷道轴向方向做模型的切片，并对巷道影响范围的应力和塑性区进行后处理，如图2(a～b）所示。根据巷道围岩垂直应力云图和塑性区分布图对巷道失稳原因进行分析。

图2 x方向数值模拟剖面

由图2(a）可知，巷道上方10-2煤工作面开采后，覆岩垮落并重新压实。采空区中部和采空区两侧煤柱产生了应力集中，应力集中系数分别为1.42和1.77，导致下方对应区域的巷道顶底板均产生了1.34～1.58倍的应力集中。结合图2(b）可知，在不考虑支护的前提下，巷道围岩的剪切破坏塑性区范围为2.3～6.8 m，且应力集中区域巷道围岩塑性区破坏范围是非应力集中区域的1.8～2.2倍。

综上分析，采空区下13108运输顺槽易产生失稳的主要原因是上覆采空区重新压实后不均匀的应力传递造成的；同时，较大的巷道断面和强度低多裂隙的煤层围岩进一步加剧了巷道的失稳。

表2 13108运输顺槽支护方案

3、采空区下巷道支护分析

由前面分析可知，上覆采空区不均匀的应力传递、强度较低的煤层围岩和大断面巷道，导致巷道掘进时产生的塑性区破坏范围高于普通回采巷道。应从巷道支护强度和塑性区破坏范围两方面，来提高巷道的稳定性。因此，借鉴开切眼掘进工程经验和相近工况巷道支护条件[1]，决定采用二次成巷掘进技术，辅以高强度锚杆（索）网联合支护。

1）支护方案。13108运输顺槽支护方案如表2所示。

2）巷道掘进方案。13108运输顺槽采用两次成巷掘进方式：采用12CM15-10D型连采机从巷道左侧进刀，截割宽度3.2 m，截割深度5 m。即时进行支护，布置4根顶锚杆和一根锚索及4根帮锚杆。随后，调整煤机退回原掘进位置，对巷道进行3.8 m的扩帮，并完成剩余巷道支护。如探测发现地质构造带时，二次循环进尺变更为1.5 m。

3）支护方案对比分析。利用原有数值模型，分别模拟巷道一次成巷和二次成巷，且考虑支护方案时，采空区中部下方应力集中区域的巷道塑性区分布规律如图3所示。

图3 支护方案对比

对比图3(a）和3(b）可知，巷道二次掘进塑性区范围为0.5～1.2 m，一次掘进塑性区范围为1.5～3.1 m；一次掘进巷道产生的塑性区为二次掘进的2～3倍，说明采用二次掘进技术后，巷道塑性区得到有效抑制。

4、应用效果

为确定13108运输顺槽的巷道控制效果，在采空区两侧应力集中区域的下方巷道掘进头布置测点，利用十字测点法监测自掘进30 d内的巷道围岩移近量[2]，如图4所示。

由图4可知，巷道掘进初期（0～3 d），受掘进扰动的影响，巷道位移量快速增加，巷道顶底板和两帮的最大移近速度为16.9 mm/d和15.8 mm/d，变形以顶板变形为主；随后，随着测点距离掘进工作面的距离增加，掘进扰动减少，巷道位移速度明显下降。巷道掘进3～15 d后，巷道位移速度基本保持不变，移近速度下降至0.1～0.2 mm/d。巷道掘进30 d后，巷道掘进距离测点约100 m，巷道围岩的最大移近量分别为58 mm和42 mm，此时巷道断面收敛率仅为2.0%，证明巷道掘进期间围岩稳定性较好。

图4 巷道表面位移监测

5、结语

近距离煤层采空区下巷道受采动影响，造成局部应力集中，是导致巷道的稳定性下降的主要原因，同时软弱的煤层围岩和大断面加剧了巷道的失稳。通过数值模拟分析，表明二次掘进较一次掘进巷道塑性区范围明显下降。采用二次掘进控制技术后，巷道表面移近量为42～58 mm，证明巷道掘进期间围岩稳定性较好。

参考文献:

[1]戴文祥,潘卫东,李猛,等.近距离煤层强扰动巷道布置与支护技术研究[J].北京:煤炭科学技术,2020,48(12):61-67.

[2]周朋,张佳飞,李各.近距离煤层采空区下工作面煤柱留设宽度及巷道合理支护参数研究[J].北京:煤炭工程,2020,52(S0):5-8.

[3]于洋,神文龙,高杰.极近距离煤层下位巷道变形机理及控制[J].徐州:采矿与安全工程学报,2016,33(1):49-55.

[4]宋来智,王振伟,段西亮,等.近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术[J].抚顺:煤矿安全,2015,46(9):155-158.

[5]方新秋,郭敏江,吕志强.近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治[J].武汉:岩石力学与工程学报,2009,28(10):2059-2067.

文章来源:王建伟.近距离煤层采空区下大断面巷道支护技术探讨[J].江西煤炭科技,2023(04):100-102.