极近距离煤层采空区下沿空留巷技术研究
时间：2024-07-08 来源：中国煤炭杂志官网 分享：★ 科技引领 ★
极近距离煤层采空区下沿空留巷技术研究
0 引言
沿空留巷技术已有较长的研究历史，以高资源回收率、高效掘巷、缓解采掘接替紧张和提高经济效益等优势，在我国矿井广泛应用。在近距离煤层下行开采时，当相邻煤层间隔较小，在上位煤层开采形成的采空区下，上覆岩层应力将重新分布[1-2]，巷旁支护阻力也发生变化。受上位煤层的采动影响，下位煤层工作面采空区围岩需要承担上位采空区上覆岩层应力变化和下位采空区自重，围岩极易发生较大变形[3-4]，给采空区下沿空留巷围岩稳定性控制造成诸多困难[5-7]。因此，对于采空区下安全沿空留巷围岩变形研究成为极近距离煤层开采的主要难点。
多年来，针对极近距离煤层采空区下巷道围岩控制的难题，国内众多学者和相关技术人员对此展开了一系列研究。康红普等[8]综合分析不同开采系统的沿空留巷巷旁支护形式，提出无煤柱开采方法和围岩控制技术的改进意见及今后无煤柱开采技术的发展方向；赵萌烨等[9]探索在无煤柱切顶技术中留巷顶板断裂运动力学形态，建立了沿空留巷顶板运动力学模型，从而确定了巷内支撑阻力的计算方法；王泓博等[10-11]探究了遗留区段煤柱对下伏回采巷道布局的影响，研究了不同开采阶段底板应力增高区的演化特征；闫志强[12]研究了近距离煤层开采时底板应力分布情况以及掘巷时围岩稳定性，提出了“锚索加固+高预紧力锚杆+柔模混凝土墙体”的围岩控制技术；黄万朋等[13]针对上层煤开采时巷道合理布局问题，提出了内错、外错式这2种具有代表性巷道布局方案，结果表明将裂缝带和应力集中范围合理地避开，最后在现场进行了工业性实验验证，得到了较好的应用效果；索永录等[14-18]分析了在极近距离煤层群下，研究了内错、外错这2种工作面巷道布置形式对巷道围岩的破坏、顶板下沉等影响，结果表明应采取内错的巷道布置形式。针对极近距离煤层开采过程中下煤层巷道上方顶板支护的问题，提出了下巷道桁架锚杆支护方案，可有效控制巷道顶板的变形失稳，提高下煤层巷道上方的稳定性[19]。
基于上述理论与技术研究，为解决极近距离煤层采空区下沿空留巷技术难题，以新查庄煤矿91006综采工作面为工程背景，提出一种极近距离煤层采空区下“水力压裂超前断顶+巷旁钢管混凝土墩柱高强支护”沿空留巷技术，主要研究采空区下近距离煤层顶板覆岩运动规律、巷旁支护体支承压力分析等，以探寻适合新查庄煤矿91006综采工作面实际生产需要的沿空留巷技术方法。
1 工程概况
新查庄煤矿91006综采工作面轨道巷位于-350 m 水平下组煤十采区。91006综采工作面主采9号煤层，平均厚度为1.3 m，平均倾角为约6°。 9号煤层上方为8号煤层(已开采完)，平均厚度2.1 m，9号煤层上距8号煤层采空区为6.7～8.2 m，平均7.5 m，属于近距离煤层开采。91006综采工作面轨道巷西邻91000深部采区轨道巷，南邻91006综采工作面运输巷，东邻上覆81007综采工作面轨道巷联络巷，北邻上覆81007综采工作面、81009综采工作面(均已回采)，该巷道上段从91000采区深部运输巷下部穿过。工作面轨道巷煤(岩)层产状大致走向为北西向，倾向为北东向。91006综采工作面8号和9号煤层位置关系如图1所示。
图1 91006综采工作面8号煤层和9号煤层位置关系
预留巷为91006综采工作面轨道巷，巷道净断面：净宽×净高=3.8 m×2.8 m，S净=10.64 m2；荒断面：荒宽×荒高=4.1 m×2.9 m，S荒=11.89 m2。沿9号煤层顶板布置，采用矩形断面锚网索支护。顶板为泥灰岩，选用1 600 mm×Φ18 mm全螺纹钢锚杆和5 000 mm×Φ17.8 mm锚索进行加强顶板的完整性。两帮均采用2 000 mm×Φ18 mm等强度螺纹钢锚杆，还采木托盘压10号铁丝菱形网进行隔离采空区。91006综采工作面轨道巷断面与支护情况如图2所示。
图2 91006综采工作面轨道巷断面及支护情况
2 近距离煤层沿空留巷覆岩运动规律分析与巷旁支护阻力计算
2.1 8号煤层采后覆岩结构分析
对于新查庄煤矿91006综采工作面极近距离煤层开采，由于上位8号煤层在开采时采用沿空留巷技术，因此无需考虑采后遗留煤柱造成的应力场集中因素。8号煤层开采完以后，上覆直接顶会发生冒落，基本顶也会发生断裂，形成传递岩梁结构，与上方未断裂的岩层产生离层。在9号煤层开采时，冒落的岩层和断裂的岩层这2部分岩层重量会压在9号煤层的巷旁支护体上。基于上述分析，计算8号煤层的垮落带高度、直接顶和基本顶冒落范围，从而分析8号煤层采后覆岩的破坏范围和破坏规律。
(1)垮落带高度。在极近距离煤层采空区下开采，随着8号煤层开采后，其上覆岩层结构会受到影响，8号煤层垮落带高度计算见式(1)：
(1)
式中：Hm——垮落带高度，m；
M——煤层厚度，取2.1 m；
Kp——岩层碎胀系数，取1.5。
经计算得到8号煤层垮落带高度Hm为4.2 m。
(2)直接顶冒落范围。8号煤层直接顶冒落厚度计算见式(2)：
(2)
式中：mz——直接顶冒落厚度，m；
h——采高厚度，取 2.1 m；
SA——岩层弯曲沉降时的实际沉降值，取2.05。
经计算得到8号煤层直接顶冒落厚度mz为 4.15 m。
(3)基本顶冒落范围。关于基本顶的范围，宋振骐院士等[20]认为基本顶冒落范围约为采高的5～6倍。再结合8号煤层上覆岩层结构，基本顶可能由以下2层岩层组成：第一岩层m1由4.0 m的粉砂岩、0.4 m的三灰组成，全部厚度为4.4 m，该岩层组的岩性强度较高，但厚度不大，垮落步距不会太大，第二岩层m2由6.8 m厚的粉砂岩构组成。
根据最大曲率ρmax来判断相邻的两岩层是否同一运动。当ρmax上>ρmax下时，两岩层组合成一个岩层组运动；当ρmax上<ρmax下时，两岩层分开运动，形成两个岩层组。8号煤层基本顶岩梁的最大曲率计算见式(3)：
(3)
式中：ρmax——岩层最大曲率；
α——由岩层组支承条件影响系数；
γ——岩层容重，kg/m3；
L——极限跨度(经计算得第一岩梁L1为0.85 m，第二岩梁L2为1.01 m)；
E——岩梁弹性模量，粉砂岩取8.868 GPa，三灰取13.001 GPa)；
m——岩层厚度，m。
以上述最大曲率判据分析，2层岩层确实组合成一个岩层组运动，则基本顶由4.0 m的粉砂岩、0.4 m的三灰和6.8 m的粉砂岩组成，基本顶总厚度mE为11.2 m。8号煤层采后直接顶和基本顶冒落范围如图3所示。
图3 8号煤层采后直接顶和基本顶冒落范围
2.2 沿空留巷顶板运动特征分析
在沿空留巷顶板运动过程中，基本顶的断裂位置不同，巷旁支护体所需提供的支护阻力也不同。根据经典矿压理论，在不对煤层上方基本顶采取处理措施的情况下，基本顶随工作面开采周期性断裂，会形成如图4所示的传递岩梁结构，其中岩梁断裂位置处于巷旁实体煤上方。在该位态结构下，断裂的基本顶岩块B将由实体煤帮、巷旁的支护体、采空区冒落矸石共同支撑，岩梁回转下沉过程中带给巷旁支护体的支承压力较大。
图4 给定变形通过切顶卸压技术转换成限定变形沿空留巷覆岩运动特性力学模型
为了有效降低沿空留巷巷旁支护阻力，采用水力压裂超前断顶技术，在巷旁采空区侧提前断裂基本顶，在留巷上方变传递岩梁为短悬臂梁结构。在该覆岩结构位态下，短悬臂梁自重小，且不发生大的回转下沉，岩梁自重由实体煤帮和巷旁支护体共同承担，巷旁支护体的支承压力较小。钢管混凝土墩柱可以提供较高的承载力，且不易发生结构失稳，有较好的耐疲劳性等特点，具有巷旁高强支护的作用，最终可以控制巷旁覆岩运动，实现安全高效留巷的目的。
2.3 91006综采工作面沿空留巷巷旁支护阻力计算
根据前述，对8号煤层顶板覆岩破坏情况和9号煤层沿空留巷顶板运动特征分析，9号煤层巷道在留巷过程中，巷旁支护结构体需要控制8号煤层采后其直接顶和基本顶冒落在采空区的重量，以及9号煤层开采过程中本身上覆岩层的自重。因此，在上覆岩层顶板采用超前断顶卸压技术，当前工作面开采完以后，采空区煤柱侧的上方岩层将会发生基本顶断裂。采用断顶卸压下的 “限定变形”位态建立沿空留巷覆岩运动特性力学结构模型如图5所示。
图5 沿空留巷覆岩运动特性力学模型
在该覆岩结构位态下，短悬臂梁自重小，且不发生大的回转下沉，岩梁自重由实体煤帮和巷旁支护体共同承担，巷旁支护体的支承压力较小。巷旁支护体采用具有巷旁高强支护作用的钢管混凝土墩柱，在高强巷旁支护体作用下，可有效控制基本顶的旋转和沉降，使得基本顶不能沉降至最低位态。
基于上述分析，煤层上方基本顶岩层范围的确定是计算煤柱支承压力的前提条件。根据91006综采工作面轨道巷工作面沿空留巷上覆岩层运动特性分析，随着煤层开采后，在工作面上方0.7 m厚的泥灰岩存在自由活动空间，使得该层泥灰岩直接冒落在采空区，属于直接顶岩层范畴；在第2岩层组之上，由5.8 m厚的粉砂岩层控制，由于自由运动空间的存在，粉砂岩层不足以垮落，而该岩层将形成断裂铰接岩梁结构，属于基本顶范畴。91006综采工作面轨道巷上方覆盖的直接顶和基本顶岩层组悬顶部分，以及上方8号煤层直接顶和基本顶冒落采空区的重量都由巷旁支护体承担，所需支承压力计算见式(4)：
(4)
式中：F——巷旁支承压力，kN；
σ——上覆岩层直接顶及基本顶的自重载荷，MPa；
L——上方覆盖顶板的悬露长度，基于安全考虑取8 m；
Kx——应力集中系数，取2.0；
γi——岩层容重，取26 kN/m3；
mi——煤层上方各岩层的厚度，m。
将上述参数代入公式(4)中，可计算出巷旁支承压力F=3 432 kN。
综上所述，在对91006综采工作面轨道巷巷旁预切顶卸压的情况下，巷旁所需要提供的支护阻力不能低于3 432 kN。
3 沿空留巷技术原理与参数设计
3.1 技术体系设计
结合新查庄煤矿91006综采工作面轨道巷的工程背景，8号煤层采空区与9号煤层相距7.5 m，属于近距离煤层的特殊开采技术条件，提出一种极近距离煤层采空区下“水力压裂超前断顶+巷旁钢管混凝土墩柱高强支护”为主体的巷旁复合支护技术体系，以实现91006综采工作面轨道巷安全高效沿空留巷目的。91006综采工作面轨道巷沿空留巷整体技术方案如图6所示。
图6 91006综采工作面轨道巷沿空留巷整体技术方案
(1)水力压裂切顶卸压技术。沿采空区侧切落上覆泥质粉砂岩以下(含泥质粉砂岩)岩层。所用到的水力压裂技术原理就是在指定的煤岩层中预先施工钻孔，然后通过高压泵将高压水注入钻孔，水压力超过岩石的抗拉强度与地应力的总和时，孔壁会发生破裂并产生延伸裂缝，随着高压水的进一步注入，水压裂缝不断延伸扩大，形成一定空间形态的水压裂缝。在整个工作面推采后，上方顶板在自身重力和矿压作用下沿边缘断裂垮落，从而有效避免实体煤侧形成高应力场，同时降低了基本顶板在巷道上方移动过程中的沉降量，降低了由于上方顶板断裂而在巷旁增加的支承阻力。
(2)巷旁钢管混凝土墩柱高强支护技术。实现巷旁让压后的高强支护。沿空留巷顶板支撑结构主要包括钢管混凝土墩柱以及上方的柔性垫层。其中钢混墩柱为主体支撑结构，紧贴采空区隔离结构架设，柱身高度略低于巷道高度，墩柱安装在底板底座上，上方架设有支托板，底座及支托板均由钢板制作。钢混墩柱具有较高的支撑阻力，相邻墩柱间的距离为800～1 200 mm。墩柱上方为柔性垫层结构，主要起到缓冲让压的作用，在顶板运动初期以一个较小的力对顶板进行缓冲让压，防止顶板的突然断裂下滑，但无法限制顶板的下沉运动。当柔性垫层被压缩完后，下方的钢混墩柱开始对顶板进行强力支撑。柔性垫层可选择多种材料制作，如矸石袋体、木楔或其他柔性让压结构。
(3)采空区隔离技术。以风筒布+金属铁丝网对采空区进行隔离。采空区隔离体系主要由紧贴采空区的挡矸网及风筒布组成。其中挡矸网为矿用铁丝网或钢筋网，铺设于液压支架架身，随着支架的推进前移其逐渐下落；其主要作用是隔离采空区冒落矸石，防止矸石涌入预留巷道空间。风筒布可使用矿上淘汰的废旧风筒制作，其宽度与巷道高度一致，扎挂紧靠在内侧挡矸网上；其主要作用是挡风，防止预留巷道内的风流进入采空区引发采空区火灾。
在91006综采工作面轨道巷使用钢管混凝土墩柱高效沿空留巷方法，具有以下4个技术特点。一是支护性价比高。无缝钢管内充填混凝土后，钢管和内部核心混凝土相互作用，使钢管混凝土墩柱具有较高的巷旁承载力；同时，该巷旁技术造价低，成本节约，经济性好。二是支护结构的刚柔结合。钢管混凝土墩柱不接顶，上部以柔性垫层填充，能适应较软岩层，对围压让压，特别适用于深部高应力状态下的沿空留巷工程。三是极大地简化了井下施工工艺，加快了留巷速度。与传统井下巷旁充填技术相比，将钢管混凝土墩柱架设及注浆工艺最简化，既降低了工人的劳动强度，改善了作业环境，又实现了留巷的目的。四是有效地避免施工过程中留巷工序与回采工序相互影响，从而提高煤炭开采效率。
3.2 留巷参数设计
3.2.1 水力压裂切顶卸压技术
结合91006综采工作面轨道巷现场打钻施工难易程度，在巷道内向斜向工作面侧施工钻孔，钻孔A与巷道垂直，开孔位置位于肩窝，朝向工作面侧顶板施工，确定钻孔仰角为35°，再利用三角函数关系计算得出钻孔长度应为11 m，钻孔直径为60 mm 或者65 mm，钻孔间距为6 m，钻孔布置如图7所示。
图7 91006综采工作面轨道巷水力压裂钻孔布置
采用后退式压裂，从孔底开始。钻孔A每 3 m压裂一次，每段的压裂时间控制在25～30 min，一个钻孔压裂2次。重点压裂5.8 m的粉砂岩层。根据以往的压裂案例类比提出的初步方案，后期需要根据实验或者计算手段进一步优化。由于顶板岩层会受采动影响发生变化，则水力压裂钻孔相应参数会根据实际现场施工情况进行调整。
3.2.2 钢管混凝土墩柱巷旁高强支护技术及采空区隔离
在91006综采工作面轨道巷巷旁预切顶卸压的情况下，理论计算91006综采工作面轨道巷道上方覆盖的直接顶和基本顶岩层组悬顶部分，以及上方8号煤层上覆直接顶、基本顶垮落至采空区矸石的重量，得出巷旁钢管混凝土墩柱支护结构体所需要提供的支护阻力。查阅蔡绍怀[21]《现代钢管混凝土结构》中不同规格钢管混凝土墩柱力学参数见表1，再根据巷旁所需要提供的支护阻力，选择合适的钢管混凝土墩柱型号。最终选用钢管规格：Q235无缝钢管，钢管型号：Φ299 mm×10 mm(外径×壁厚)；C40等级的钢管混凝土墩柱，其极限承载力为4 567.53 kN，安全系数可达到1.33，满足支护阻力需求的同时，还可以有效避免巷道高导致的墩柱失稳现象。
表1 不同规格钢管混凝土墩柱力学参数
序号钢管外径×壁厚/mm钢管长度/mm长径比极限承载力/kN1Φ194×102 60015.462 710.47 2Φ219×102 60013.693 140.203Φ245×102 60012.243 726.874Φ273×102 60010.984 042.825Φ299×102 60010.034 567.536Φ325×102 6009.235 332.54
钢管混凝土墩柱沿工作面煤壁侧布置，相邻墩柱间的中心距为800 mm，在相邻墩柱间，为有效隔离采空区冒落矸石，防止矸石在墩柱间窜入巷道内，可以在相邻墩柱间构筑矸石袋墙或者架设钢带。柱身整体高度与巷道偏工作面侧净高度相等，为了有效对顶板进行让压，墩柱与顶板之间预留200～300 mm的空间填充柔性木楔垫层，在墩柱底端需要卧底200～300 mm，以接触到坚硬的底板岩层为准。钢管混凝土墩柱整体结构及布置如图8所示。
图8 钢管混凝土墩柱整体结构及布置
钢管混凝土墩柱从架设到注浆完成直至达到其额定工作阻力，需要有一个混凝土凝固时间的过程，因此在巷旁架设钢管混凝土墩柱的同时，在巷中临时架设单体液压支柱作为巷内辅助加强支护，单体支柱沿巷中依次布置，待钢管混凝土墩柱承载稳定后，再将其撤离。而采空区隔离在现场施工过程中随钢管混凝土墩柱的架设同步进行，隔离措施主要包括挡矸用的金属网、风筒布、隔离钢带和墩柱间的矸石隔离墙以及可选择的混凝土喷层结构。
4 工程应用
为了分析在极近距离煤层的特殊开采技术条件下，上述巷旁复合支护方案对留巷围岩稳定性的控制效果，在巷道中放置测点来观察留巷过程中巷道围岩的整体变形、留巷钢管混凝土墩柱协同支护阻力的变化规律以及留巷现场观测图，最后综合评价支护方案的可行性。
4.1 留巷钢管混凝土墩柱协同支护阻力变化规律
通过对墩柱压缩变形量的监测，可以准确地计算出墩柱所承受力的大小。墩柱受力曲线如图9所示。
图9 墩柱受力曲线
由图9可知，墩柱阻力有一定的变化幅度，高低峰值间的差值一般约1 700 kN。墩柱的最大支护阻力2 955.7 kN，未达到墩柱的极限承载力，出现在工作面推进方向41.91 m处，墩柱最小支护阻力出现在工作面推进方向6.8 m处，最小支护阻力为1 242.34 kN。根据上述对墩柱承载力的研究，则选用Φ299 mm×10 mm钢管混凝土墩柱，选用C40混凝土，最大承载力为4 762 kN，该墩柱可提供足够的承载力，符合留巷稳定性要求。
4.2 巷道围岩整体变形规律分析
通过对巷道变形的长期监测，当距巷道F12点前38 m时，顶板变形量最大为25 mm，底板变形量最大为105 mm，左右两帮最大变形量为104 mm；当距巷道F12点前29 m时，顶板变形量最大为28 mm，底板变形量最大为106 mm，左右两帮最大变形量为95 mm；当距巷道F12点前21 m时，顶板变形量最大为30 mm，底板变形量最大为107 mm，左右两帮最大变形量为90 mm；当距巷道F12点前13 m时，顶板变形量最大为40 mm，底板变形量最大为108 mm，左右两帮最大变形量为85 mm。巷道围岩位移量均在安全、可控范围之内，不会对下个工作面回采和巷道复用产生影响。巷道围岩位移曲线如图10所示。
图10 巷道围岩位移曲线
4.3 留巷现场观测分析
根据新查庄煤矿91006综采工作面轨道巷整体留巷过程中，近距离煤层采空区下沿空留巷实现了预期的效果。前期巷内由单体支架支承顶板压力，后期钢管混凝土承担整个91006综采工作面轨道巷9号煤层上覆岩层和8号煤层采空区的重量；顶板最大下沉量为65 mm，离层量最大值为9 mm，巷道整体成型效果良好，巷道支护顶板不漏顶、不漏渣，卸压槽施工后巷道底板变形大大减小。上述留巷现场观测结果证明，该支护技术可以实现近距离煤层采空区下沿空留巷巷旁支护，确保巷道得到良好的支护和成型，并且在以后的使用中修复工作量较小。新查庄煤矿采空区下极近距离煤层沿空留巷效果如图11所示。
图11 新查庄煤矿采空区下极近距离煤层沿空留巷效果
5 结论
(1)以新查庄煤矿91006综采工作面轨道巷为背景，分析了8号煤层采后覆岩结构变化，理论计算出8号煤层采后直接顶、基本顶冒落范围分别为4.15 m和11.2 m；研究了8号煤层采空区下沿空留巷顶板结构特征及其运动规律。
随着上位煤层采完以后，上覆直接顶会发生冒落。基本顶也会发生断裂，形成传递岩梁结构，与上方未断裂的岩层产生离层。冒落的岩层和断裂的岩层，这两部分岩层重量会压在下位煤层的巷旁支护体上。
(2)通过对沿空留巷顶板运动特征分析，在不对煤层上方基本顶采取处理措施情况下，基本顶断裂会随工作面开采周期性断裂，断裂位置处于巷旁实体煤上方，形成给定变形位态，在该位态结构下巷旁支护体的支承压力较大；在巷旁采空区侧提前断裂基本顶，将传递岩梁转换为段悬臂梁结构，形成限定变形位态，在该位态结构下短悬臂岩梁自重由实体煤帮和巷旁支护体共同承担。最后建立顶板限定变形位态沿空留巷覆岩运动特性力学结构模型，确定了8号煤层采空区下沿空留巷巷旁支护阻力计算方法，最后计算得到新查庄91006综采工作面轨道巷巷旁所需要提供的支护阻力不能低于3 432 kN。
(3)在近距离煤层的特殊开采技术条件，提出了以“水力压裂超前断顶+巷旁钢管混凝土墩柱高强支护”为主体的采空区下巷旁复合支护方法，结果表明采用水力压裂超前断顶技术，在巷旁采空区侧提前断裂基本顶，在留巷上方变传递岩梁为短悬臂梁结构，有效降低沿空留巷巷旁支护阻力。
(4)通过在新查庄煤矿91006综采工作面试验应用，选用Φ299 mm×10 mm钢管混凝土支柱，选用C40混凝土，未达到墩柱的极限承载力，钢管混凝土墩柱可提供足够的承载作用，符合留巷稳定性要求。最后结合留巷现场实拍图分析，留巷取得了较好的效果，巷道表面整体变形量较小，满足工作面回采期间的要求。通过该技术解放了采空区下近距离煤层采区区段煤柱资源，本质上做到了采区的集约集中化高效开采及资源高效利用，具有推广应用价值。
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Research on technology of gob-side entry retaining under goaf in extremely close distance coal seam
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