近距離煤層回采巷道非對稱支護設計

田城伙

（西山煤電(集團)有限責任公司，山西 太原 030000）

西山煤電杜兒坪礦2#和3#煤層屬于近距離煤層，采用下行開采的方法進行回采，受上煤層采動影響，3號煤層開采時，頂板強度降低，完整性下降，圍巖變形較大，給下煤層回采巷道的支護管理帶來一定困難[1-2]。在實際生產中發現，3號煤層回采巷道所受的圍巖應力具有非對稱性，但是，現有支護方案采用的是對稱巷道支護的形式來控制巷道圍巖的穩定，這就導致巷道圍巖容易失穩變形，形成較大的安全隱患[3-4]。因此，本文以礦井實際地質條件為工程背景，利用理論分析和FLAC3D數值模擬軟件，對現有方案進行優化設計。

1 工作面概況

杜兒坪礦73903工作面主采3號煤層，工作面煤層厚度為2.70～3.6m，平均3.2m，煤層傾角為2°～8°，平均5°。工作面標高為1047～1072.9m，對應地面標高為1415～1580m，蓋山厚度349～534m，平均449m。工作面上部為2號煤層采空區，層間巖層以灰黑色泥巖和灰白色細粒砂巖為主，其中泥巖厚度為0.30～0.80m，平均0.50m，細粒砂巖厚度為3.20～4.28m，平均3.90m，工作面基本頂為2號煤層上部灰白色粗粒砂巖，隨2號煤層開采受到一定破壞，厚度為2.18～4.46m，平均3.00m，直接底為灰黑色砂質泥巖，厚度為5.47～5.71m，平均5.60m。煤層頂板屬于Ⅱ類中等冒落型頂板。

考慮到工作面實際情況，為增加工作面長度，將工作面正巷布置于采空區下，付巷布置于區段煤柱下。工作面付巷原采用錨網索支護的形式，但是由于巷道布置在煤柱下應力集中區域，受圍巖高應力作用和受力的非對稱性，導致巷道圍巖變形嚴重，尤其是巷道兩幫，靠近煤柱一側的煤幫變形遠超靠近工作面一側，嚴重影響著工作面的正常生產。

2 煤柱下底板應力分布規律

2.1 建立數值模型

為分析在上煤層殘留煤柱下回采巷道的圍巖應力分布規律，根據73903工作面實際地質條件，利用FLAC3D數值模擬軟件，建立計算模型，模型長度為500m，寬度為400m，高度為37m，為簡化計算，設2號煤層工作面長度為150m，區段煤柱寬度為20m，模型底部和四周固定位移，上部施加均勻載荷模擬覆巖壓力。

2.2 模擬結果及分析

建立模型后，對上覆2號煤層進行開挖，記錄其底板垂直應力，利用surfer繪制底板應力集中系數圖，如圖1所示，分別記錄煤柱下不同深度的垂直應力分布曲線，如圖2所示。

圖 1 上煤層底板垂直應力集中系數圖

圖 2 煤柱下不同深度垂直應力分布曲線

由圖1、2可以看出：

（1）2號煤層開采后，圍巖應力重新分布，在煤層殘留區段煤柱處，形成應力增高區。由圖2可以看出，隨著與煤柱垂直距離的增大，底板垂直集中系數逐漸降低，且降低的速率逐漸減小，但是應力增高區的范圍略有增大。

（2）2號煤層殘留區段煤柱處形成應力集中區，且距離煤柱越近，應力集中系數越大。在煤柱下底板處，隨著與煤柱垂直距離的增大，垂直應力峰值位置逐漸由煤柱中心向兩側轉移，在距離2號煤層底板2m處，底板最大垂直應力約19.6MPa，隨著垂直距離的增大，垂直應力逐漸降低。

（3）3號煤層在2號煤層下方約4.4m處，工作面付巷布置在上煤層殘留煤柱下，由圖2可以看出，煤柱下4m處，在煤柱邊緣附近，圍巖垂直應力變化明顯，靠近煤柱中心一側的垂直應力明顯大于靠近采空區一側，會導致巷道形成非對稱變形，巷道煤柱幫變形較為嚴重，造成較大的安全隱患。

3 巷道支護設計

3.1 支護參數的確定

為了確定合理的錨桿支護參數，利用以上數值模型，在煤柱邊緣下方開挖一條回采巷道。巷道為矩形斷面，斷面寬度為4.5m，高度為3.2m，通過改變巷道兩幫錨桿支護參數來觀察巷道圍巖變形規律。

首先，改變兩幫錨桿的支護密度，分別模擬幫錨桿數量為0、2、3、4、5、6根時，巷道兩幫的變形量，如圖3所示。

圖 3 錨桿密度與兩幫變形量的關系

由上圖可以看出，當兩幫沒有錨桿支護時，兩幫變形量最大，其中右幫變形量約1.1m，左幫變形量約0.7m，右幫變形明顯大于左幫；隨著錨桿支護密度的增加，兩幫圍巖變形量逐漸減小，且減小的幅度逐漸降低；當左幫錨桿根數降為4根，右幫錨桿根數降為5根時，兩幫變形達到最小，且趨于穩定；隨錨桿根數繼續增大不再有明顯變化。

確定錨桿支護密度為4根，分別模擬錨桿長度為1.6m、1.8m、2.0m、2.2m和2.5m時巷道兩幫的變形情況，其模擬結果如圖4所示。

圖 4 錨桿長度與兩幫變形量的關系（4根）

由上圖可以看出，當錨桿支護密度為4根時，隨著錨桿長度的增加，兩幫變形量逐漸減小，且減小的幅度逐漸降低，在右幫錨桿長度降為2.0m，左幫錨桿降為1.8m時，巷道兩幫變形量達到最小，兩幫變形不再隨錨桿長度增加而發生明顯變化。此時，巷道左幫的變形量為0.08m，右幫為0.27m，右幫變形明顯大于左幫。

確定錨桿支護密度為5根時，分別模擬錨桿長度為1.6m、1.8m、2.0m、2.2m和2.5m時巷道兩幫的變形情況，其模擬結果如圖5所示。

圖 5 錨桿長度與兩幫變形量的關系（5根）

由上圖可知，當兩幫錨桿支護密度為5根時，兩幫變形量的變化趨勢與圖4相似，兩幫變形量先明顯減小，然后減小幅度降低，趨于平緩，當右幫錨桿長度為2.0m，左幫錨桿長度為1.8m時，巷道支護效果達到最佳，其中，右幫變形量為0.08m，左幫變形量為0.06m，巷道右幫變形與支護密度為4根時相比，得到明顯改善。

3.2 確定支護方案

根據前面的分析結果可知，在上煤層煤柱下，巷道圍巖發生非對稱變形，原有支護方案難以保證巷道圍巖的穩定。根據數值模擬結果，在原有支護方案的基礎上，提出非對稱支護設計，具體支護參數如下：

頂板支護：頂錨桿采用長度為2.5m，直徑為20mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為0.7×0.8m，中部錨桿垂直頂板布置，兩側錨桿分別向兩幫傾斜20°布置；頂板錨索直徑為21.6mm，長度為4.3m，矩形布置，每排布置2根，使用長度為3.8m的加厚鋼帶；選用規格為5200×1100mm 的鋼筋網護頂，網孔規格為80×80mm。

兩幫支護：巷道兩幫均采用直徑為20mm的左旋螺紋鋼錨桿，右幫錨桿長度為2.0m，布置5根，錨桿間距為0.7m，左幫錨桿長度為1.8m，布置4根，錨桿間距為0.9m，兩幫中部錨桿均水平布置，兩側錨桿分別向頂、底板傾斜20°布置，采用菱形網護幫，網孔規格50×50mm，網片規格為3300×1100mm。

3.3 支護效果分析

為檢驗上述支護方案的支護效果，在回采巷道中布置3個測站，監測巷道圍巖變形情況，監測周期為60d。監測結果顯示，巷道頂底板最大移近量為94mm，最大變形速率為1.48mm/d；巷道兩幫移近量最大為65mm，最大變形速率為1.12mm/d；且在布置測站30d后，巷道變形速率明顯降低，趨于穩定。監測結果表明采用本文所述的支護方案下，巷道圍巖變形較小，且能夠在較短時間內趨于穩定，滿足礦井生產的安全需求。

4 結論

根據杜兒坪礦73903工作面付巷實際條件，利用理論分析和FLAC3D數值模擬軟件，分析煤柱下底板垂直應力分布規律，并以此提出非對稱支護方案；根據數值模擬軟件，通過改變兩幫支護參數，模擬巷道兩幫變形量，得到合理的支護參數，對原有支護方案進行優化改進，在現場實踐中取得良好效果，為工作面的安全生產奠定基礎。