下载文档原格式
浅析近距离煤层下层煤回采巷道支护参数优化1. 引言1.1 煤矿安全现状煤矿作为我国能源工业的支柱产业，扮演着至关重要的角色。
由于煤矿采掘作业的特殊性和复杂性，煤矿安全问题一直备受关注。
在近年来，尽管我国加大了煤矿安全生产的监督力度，实施了一系列严格的安全管理措施，但仍然频频发生各类事故，给煤矿生产和矿工的生命财产安全带来了巨大的威胁。
煤矿安全问题主要表现在煤与瓦斯突出、顶板垮落、矿井火灾等方面。
顶板垮落是造成矿工伤亡率较高的重要原因之一。
煤层下层煤回采巷道作为煤矿生产中重要的一环，其支护质量和稳定性直接关系到矿工的生命安全。
煤矿安全现状依然存在较大的隐患，煤矿生产安全面临严峻挑战。
为了提高煤矿安全生产水平，必须不断加强对煤层下层煤回采巷道支护的研究和优化，提高支护参数的科学性和合理性，从而有效预防和减少煤矿事故的发生，保障矿工的生命财产安全。
1.2 煤层下层煤回采巷道支护需求煤层下层煤回采是指在地下煤矿中，采用传统采煤方法开采底部煤层的一种技术，该技术在提高煤矿生产效率的也带来了一系列的支护需求。
由于底部煤层与上层煤层之间存在一定的空间，进行回采时容易造成巷道破坏、地压增加等问题。
巷道支护在煤层下层煤回采中显得尤为重要。
煤层下层煤回采巷道支护需求主要体现在以下几个方面：由于底部煤层的支护范围较大，且地质条件复杂，需要设计合理的支护结构来确保巷道的稳定性；底部煤层的采动过程中，地压变化较大，必须选择合适的支护材料和参数来应对；巷道支护参数的选择不仅关系到矿工的安全，也直接影响煤矿的生产效率。
对煤层下层煤回采巷道支护参数进行优化，提高巷道的稳定性和安全性，对于保障矿工的生命安全和提高煤矿的生产效率具有重要意义。
2. 正文2.1 近距离煤层回采技术介绍近距离煤层回采技术是指在矿井开采过程中，通过采取合理的工艺和技术手段，在煤层下层进行回采作业的一种方法。
该技术通常应用于煤层下的矮煤层、薄煤层和窄煤层的开采过程中，主要是为了充分利用煤矿资源并提高矿井的开采效率。
近距离煤层群开采回采巷道合理布置位置理论分析针对多次采动影响下近距离煤层群开采回采巷道围岩控制的问题，通过理论分析近距离煤层群开采条件下下部煤层回采巷道应布置于上部开采煤层实体煤侧下方的原岩应力区或采空区侧下方的卸压区中。
上部煤体开采后，在回采空间周围煤体上产生集中应力，该应力向底板深部传递，使底板岩层在一定范围内重新分布应力，在上部22201工作面采空区侧距22201工作面煤壁11.7m处为应力集中区和卸压区边界，下部煤层开掘回采巷道应在大于11.7m处的回采巷道处于卸压区。
标签：采动影响;近距离;煤层群;巷道布置;理论分析0 引言对于煤层群开采，随着煤层间距离减小，上下煤层间开采的相互影响会逐渐增大，特别是当煤层间距很近时，下部煤层开采前顶板的完整程度已受上部煤层开采损伤影响，其上又为上部煤层开采垮落的矸石，且上部煤层开采后残留的区段煤柱及一侧采空的煤体在底板形成的集中应力，导致下部煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化。
从而使下部煤层开采与单一煤层开采相比出现了许多新的矿山压力现象。
而回采巷道的矿山压力显现尤其明显，由于应力传递规律特殊，矿压显现的时空关系复杂，造成巷道围岩变形量大，支护困难，特别是当回采巷道布置与各煤层开采的时空关系不合理时，这种现象尤其严重。
因此，研究近距离煤层群下部煤层回采巷道布置及围岩控制技术，对于近距离煤层群的安全高效开采具有重要意义。
1 工程概况某煤矿井田走向长22km，倾斜宽4.5～8km，面积约135km2。
全井田地质储量2252.28Mt，工业储量2013.72Mt，可采储量1275.74Mt。
设计生产能力3.0Mt/a，后经过技术改造生产能力提升为5.0Mt/a。
矿井以两个水平开拓全井田，一水平开拓山西组2、3、4、5号煤，水平标高+400m，二水平开拓太原组6、8、9、10号煤。
矿井目前生产水平为+400m水平。
矿井北翼2、3+4、5号煤层属于近距离煤层群，24208工作面为北二采区第八个沿煤层倾向布置的长壁式回采工作面。
筠连矿区近距离煤层回采期间下部煤层矿压浅述摘要：近距离煤层开采在我国分布较为广泛，筠连矿区为典型近距离煤层开采。
由于煤层距离近，下部煤层开采及掘进将受上部煤层影响；为解决新维煤业公司在近距离煤层回采及掘进过程中安全及巷道维护，结合现场与数据进行分析，详细阐述筠连矿区在筠连矿区中矿压分析办法及结论。
通过结论可以为矿井下步工作面巷道施工提出更好的方案。
关键词：煤矿；近距离煤层；矿压观测；安全、高效1近距离煤层开采定义与研究意义1.1近距离煤层定义：近距离煤层开采是指井田开采范围内相邻两煤层的层间距离较近，且开采时相互间具有显著影响的煤层。
1.2研究意义近距离煤层下部煤层开采及掘进将上部煤层矿压的影响，在采掘接替安排不当时下部煤层巷道将出现因矿压导致巷道变形，将对井下作业人员的安全及矿井的经济效益造成影响。
2工程背景新维煤业新场井位于筠连矿区内，新场井含煤地层为宣威组上段，其中含煤有十余层，主要回采煤层为2、3以及8号煤层，3号煤与2号煤间距5.1 m，8号煤与3号煤间距26.36 m，选取3号煤层回采期间对下部8号煤层进行矿压分析。
矿井煤层开采顺序采用下行开采，3110工作面煤层采用综采工艺进行回采，机风两巷采用金属三节棚进行支护，工作面采用倾斜长壁后退式采煤法，采空区采用全部垮落法进行处理；8106皮带巷位于3110工作面下部8号煤层中，8106巷道施工为矩形巷道，在采用“锚网索”支护，3110工作面在回采前8106工作面已完成施工，8106皮带巷满足矿压观测条件。
3 矿压监测断面布置新维煤业根据矿井现有技术设备、煤层层间距及现场巷道支护方案，在8106皮带巷布置三个监测断面，每个监测断面之间相距20m，分别布置在里程250m、230m、210m位置。
矿压观测主要内容有：巷道围岩变形量、巷道锚杆受力特征、顶板岩层离层状况。
巷道变形量：在8106皮带巷三个监测断面布置围岩变形观测站（即采用十字围岩观测法），对巷道两帮及顶底板变形量观测，收集在3108工作面回采期间8号煤层顶板下沉量和两帮移近量，分析巷道变形随上覆工作面推进的变化规律。
近距离煤层采空区下回采巷道的支护力学过程浅析通过分析回采巷道的支护力学过程，提出合理的支护工况，确定相应的支护参数，研究其支护的可靠性和支护效果，更有效地促进巷道掘进期间的安全生产。
标签：回采巷道支护效果支护力学1 概述通过大型的有限差分程序FLAC3D来做模拟计算，目的是测试注浆锚杆+钢带+菱形网+底角锚管支护形式是否具备可靠性，检验其支护效果如何。
结果显示，对于93下05工作面上顺槽（该顺槽位于93上07工作面下部）来说，该支护形式的效果良好，具有可行性。
2 支护力学过程分析2.1 三维模型的建立93下05工作面上顺槽模型的基本构成是六面体单元，共划分69800个单元，75030个节点，计算范围为长×宽×高=55m×12m×30m。
该模型底部固定，侧面水平移动受到限制。
在锚杆的选择上，采用cable单元模拟锚杆。
不同的模拟锚杆所采用的模式不同。
普通左旋等强锚杆采用端锚模式，注浆锚杆为全锚模式；采用pile单元模拟底角锚管，充分利用其抗弯性能；工字钢双棚可以用beam单元进行模拟；金属网可以用shell单元进行模拟，并且通过beamnode与shellnode 之间的链接，在beam与shell之间建立接触关系。
用弹性支撑体来模拟采空区冒落矸石。
2.2 模拟计算结果分析2.2.1 位移场分布规律分析（如图2.3）由图 2.3（a）、（b）可以看出，在用注浆锚杆+钢带+菱形网+底角锚管对上顺槽进行支护的情况下，巷道在掘进的过程中的整体控制较好，具体各项数据为：顶板最大下沉量为36mm，煤柱侧帮部有25mm位移，底板位移量最大为48mm，工作面侧帮部出现6mm位移。
针对非工作面侧及顶板的碎裂围岩，通过采取有效的加固措施，将围岩可能出现的变形限制在了可控范围内。
巷道因为上覆及邻近采空区及煤柱的影响出现位移，其变形在总体上是非对称性的，主要表现在两个方面：一是顶底板呈现出非对称性的垂直位移；另外，在位移量上，非工作面侧的帮部的位移要大于工作面侧的帮部的位移。
回采巷道变形破坏机理及其支护方法摘要煤矿回采巷道的变形破坏将会严重影响采煤效率，阻碍设备运输和通风，增加企业的经济负担和安全瓶颈。
本文总结了煤矿回采巷道变形破坏的直观表象，并深入分析了巷道变形的发生机理，在此基础上探讨了加强巷道支护的方法。
关键词煤矿；回采巷道；变形；支护在煤矿回采工作面推进的过程中，受采动影响回采巷道容易发生各种变形。
回采巷道的变形破坏将会严重影响采煤效率，造成工作面半停产或停产，阻碍设备运输和通风，增加企业的经济负担，并且给井下工作人员的生命安全造成严重影响。
深入分析煤矿回采巷道变形破坏的特点以及破坏机理，探讨加强巷道支护的方法，可以为煤矿安全生产提供保障。
1 煤矿回采巷道变形破坏特点分析煤矿回采巷道发生变形破坏，最直观的表象为：巷道断面的形状发生改变，断面面积减小；支架在压力作用下产生很不规则的变形，或者直接折断，形成爬行巷道；压蹦U型钢支架卡子螺栓；支架顶梁被压弯折断，高压力将棚腿挤进巷道围岩，或者挤入底板内，出现底鼓现象。
这些情况的出现将会严重影响矿井机电设备以及煤炭的正常运输，加大了通风阻力，增加了瓦斯积聚的危险，导致工作面的推进难以进行，容易造成工作面停产。
另外，一旦回采巷道出现变形破坏后，为了维持生产，需要对巷道进行扩帮处理、卧底翻修，并需要将因此而产生的渣物清理后运出，这无疑会花费大量的人力财力和物力，并会大大增加工作面停产时间。
大大降低了劳动生产率，增加了吨煤成本，并增加了威胁矿工人身安全的危险因素。
煤矿回采巷道的变形破坏通常具有如下特点。
对于单一煤层，如果回采巷道将煤层的顶底板作为自身的顶和底，即所谓的一次采全高，并且煤层顶底板比较坚固的情况下，此时的回采巷道一般能长时间保持稳定不发生大的变形破坏，在煤矿开采过程中不需要专门对其再加固和再翻修。
但对于位于复杂地质条件附近的回采巷道，需要经常对这些巷道进行加强支护，不断维修，这类回采巷道往往需要花费较大的精力去维护。
FORUM论坛工艺30 /矿业装备 MINING EQUIPMENT 煤柱承担了较大的集中应力。
3 近距离煤层回采错距理论分析以M煤矿近距离煤层采空区回采工作面巷道布置结构为基础，分析其覆岩的运动规律与合理错距的确定问题，以确保煤矿企业的安全生产。
合理错距可以有效避免煤层工作面开采造成的互相不利影响，确保上下煤层开采面的高效稳定开采。
当前，针对近距离煤层回采合理错距方面存在两种理论。
一是减压区理论，合理错距应确保下煤层开采工作面位于上煤层开采工作面形成的减压区内，保证开采下煤层时不受上部煤层的动压影响，减小工作面的支护强度。
二是稳压区理论，合理的错距应确保上部煤层工作面开采顶板冒落稳定后，在回采下部煤层工作面，从而确保下部开采工作面不受上部冒落引起的冲击影响。
3.1 减压区开采理论根据砌体梁结构理论，在开采上煤层后，岩层可以形成砌体梁的平衡结构，从而有效保护回采工作面空间。
推过回采工作面后，直接顶会垮落，老顶承受覆岩层的重量，采区工作面前方与后方的冒落岩石承受压力，并在上部煤层工作面约6~20 m的范围内形成减压区。
此区内会布置近距离下煤层工作面，减小开采压力，从而更利于维护采区巷道。
3.2 稳压区开采理论基于砌体梁理论，在开采上部煤层后，随着工作面的逐步回采，直接顶也会逐步冒落，当推进一段距离工作面后，老顶会出现明显的周期来压，形成砌体梁结构，此时工作面逐步恢复原有的岩石应力，且应力逐步趋于稳定，形成稳压区。
稳压区下进行开采工作，会减少上部煤层对下部煤层的冲击。
一般而言，上部煤层稳定后才可以开采下部煤层，此时下部煤层位于上部煤层形成的压力恢复区内，顶板冒落基本稳定，下煤层不会受到冒落动压的影响，从而更易控制开采工作面顶板，促使开采压力趋于稳定。
在开采近距离煤层时，应确保上下煤层开采工作面错距的合理性，不能过小，以免使上部煤层对底板产生冲M煤矿近距离煤层回采巷道合理错距研究煤矿实际开采过程中，近距离厚煤层的开采工作将会直接影响周围岩层的分布情况，回采空间煤柱应力不断集中，问题较为严重，且底板岩层也会传递应力，从而导致近距离厚煤层巷道的变形问题。
近距离煤层采空区下回采巷道变形过程浅析
近距离煤层采空区下回采巷道，由于工作面开采过后受侧向支承压力和采动的影响较大，因此，研究巷道及支护体发生变形破坏的过程，分析倾斜煤层巷道静压条件下变形破坏的主控因素，为分析支护对策和优化支护参数提供科学依据。
标签：近距离煤层回采巷道巷道变形
1 概述
采用MIDAS/GTS和FLAC3D大型的有限差分软件[1]，以93下05工作面上顺槽为分析对象，建立93下05工作面上顺槽地质工程模型和常规锚网支护（南屯矿较为常用）力学模型，研究巷道及支护体发生变形破坏的过程，分析倾斜煤层巷道静压条件下变形破坏的主控因素，为分析支护对策和优化支护参数提供科学依据。
2 计算模型的建立
为了详细了解93下05工作面上顺槽巷道开挖后的应力、应变分布情况，本研究根据巷道赋存地质情况及巷道实际形状、大小，针对常规锚网支护方案，利用MIDAS/GTS软件和有限差分软件FLAC3D建立了三维实体模型，来进行开挖后的动态模拟。
巷道几何模型、地质界面的生成均在MIDAS/GTS中完成，网格划分后保存单元和节点几何信息，然后通过EXCEL处理后转化为FLAC3D的前处理数据格式，在FLAC3D中采用Import Grid命令导入这些数据之后生成的网格模型见图2.1～2.2所示。
常规支护方案的工程地质力学模型和支护工况模型：
常规支护方案的模型由六面体单元构成，计算范围长×宽×高=55m×12m×30m，共划分69800个单元，75030个节点。
该模型侧面限制水平移动，底部固定，模型上表面为应力边界，施加的荷载为前期分析巷道合理布置位置计算出的荷载。
采用SHELL单元模拟钢筋网，采用cable单元模拟左旋等强螺纹钢锚杆单元，并采用FISH语言编辑程序模拟锚杆的受力特性。
材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则。
将采空区冒落的矸石考虑为一种松散介质。
宏观上它对顶板支承的力学作用可近似地用弹性支承体表示。
然而，随着工作面的推进，矸石在覆岩作用下逐步被压实，材料的密度ρ、弹性模量E和泊松比μ随时间的推移而增加。
ρ、E和μ的变化规律参考已有文献的研究成果[3]，由以下经验公式计算：
ρ=1600+800（1-e-1.25t）（kg/m3）
Ε=15+175（1-e-1.25t）（MPa）
μ=0.05+0.2（1-e-1.25t）
式中：时间t的单位为a，以上几式反映出ρ，E和μ 随时间呈指数变化关系，最终达到恒值。
根据各工作面停采时间，9307采空区、93上05采空区、93上03采空区的时间t值分别取7.0a、4.8a、2.6a。
3 常规支护方案模拟结果分析
3.1 位移场分布规律分析从巷道位移可以看出，采用矿用常规支护的巷道在掘进期间位移量较大，其中最大顶板下沉量达到359mm，底臌量达到137mm，顶底相对位移量达到596mm；煤柱一侧的帮部最大位移量达到380mm，工作面一侧的最大位移量也达到151mm，两帮移近量达到531mm，巷道片帮严重，且煤柱侧帮部变形量明显大于工作面侧的帮部变形量。
采用矿用常规支护巷道在掘进期间围岩变形量比较大。
变形的特点呈现出顶板下沉量和煤柱侧帮部位移量相对较大，由于受到应力集中及岩层结构效应的影响，顶板下沉和底臌具有明显的非对称性，巷道煤柱侧帮部位移量较工作面侧帮部位移大的多，巷道变形呈现出非对称变形破坏特征，且巷道围岩变形呈现整体收缩的特点。
3.2 应力场分布规律分析巷道掘进后，巷道两帮形成垂直应力集中区，尤以煤柱侧应力集中程度最为明显，垂直应力集中系数达到3.96，巷道顶板沿岩层倾斜方向形成水平应力集中区，在两个帮角和顶板两侧深处形成剪应力集中区，顶板剪应力集中程度较大。
与普通岩石大巷不同的是，在煤柱侧帮部出现剪应力集中区，相应地引起了煤柱的塑性区的扩大及剪胀破坏的发生。
巷道周边围岩应力集中使得顶板和煤柱侧帮部的变形较大。
3.3 破坏场分布规律分析近距离煤层采区下巷道的破坏是一个复杂的变形过程，巷道开挖后围岩应力状态在原采动引起的集中应力分布下实现小范围的重新分布，塑性区进而得以进一步发展。
93上05工作面回采后，3上煤层的底板损伤严重，出现部分塑性区；9307工作面由于回采时间较长，底板塑性区恢复弹性工作状态，工作面帮部由于受到3上煤柱集中应力的影响，仍处于塑性工作状态。
巷道掘进后，由于实施支护后支护体与围岩未能实现耦合作用，无法充分发挥支护作用，围岩自身状况也在不断恶化，首先在围岩表层发生破坏，并逐步向围岩深部扩展，造成93上05工作面和9307工作面煤柱塑性化程度进一步提高，巷道顶板和煤柱侧帮部塑性区扩展并与之前形成的塑性区贯通，裂隙发育程度加剧，巷道的稳定性无法得到控制，最终将发展到破坏失稳。
3.4 支护体受力分析给予锚杆施加6t的预紧力，当围岩变形到一定程度时，支护体最大受力达到13.5t，此时围岩的变形仍在发展，且锚杆发生严重的弯曲变形，支护体不能与围岩实现协调变形，当围岩变形到一定程度，裂隙岩体不能提供给锚杆锚固段足够的粘结作用力时，锚杆会脱离岩体而失去应有的支护作用和对围岩的约束和控制作用，围岩由三向受力状态变为单向或双向受力状态，围
岩变形加剧，最终导致巷道失稳。
4 结论
通过上述对数值模拟结果的分析，研究巷道位移场的变化、塑性区的产生和扩展过程以及支护体受力的变化，发现近距离煤层巷道在矿用常规支护工况下，变形破坏是一个渐变的恶性循环的过程：
巷道开挖→围岩应力状态改变→浅部围岩变形未能有效控制，浅部围岩出现塑性松动圈→顶板岩体开始滑移→帮部煤岩体垂向和水平位移同时增加→底板塑性区煤岩体开始滑移，底板开始向巷道内鼓起→围岩塑性松动圈逐步扩展转移至深部，塑性区与顶板及帮部已形成的塑性区连结，裂隙贯通→顶板岩层加速失衡→帮部岩体垂向和水平位移加剧→底板塑性区逐步扩大，底臌不断增大→加剧顶板和帮部变形→支护体失效，直至巷道最终破坏。
参考文献：
[1]刘波，韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南.北京：人民交通出版社，2005.
[2]N Mohammand，The relation between in situ and laboratory rock properties used in numeritc modeling，int，J，Rockmech，Min，Sci，1997，34（2），289-297.
[3]王金安，谢和平，M，A，Kwasniewski.建筑物下厚煤层特殊开采的三维数值分析，岩石力学与工程学报，1998，18（1），12-16.
作者简介：金思德（1973-），男，毕业于山东科技大学，现在兖州煤业公司南屯煤矿防冲办工作。
