東溝煤礦淺埋煤層群采空區下巷道最佳布置

鄭光輝，劉宇飛，吉格買提·吉布森

（北京天地華泰礦業管理股份有限公司，北京 100013）

我國煤層地質構造復雜多變，煤炭資源分布范圍廣泛，形成北多南少，西多東少的分布格局[1]，其中近距離煤層煤炭儲量約占全國煤炭總儲量的25%，由煤炭開采條件引發的技術、安全問題廣泛存在于國內大多數礦區，如淮南、峰峰、大同、西山等礦區。隨著我國礦產資源開發重心轉移至西部地區，開采規模日益增加，但近距離煤層開采會導致下位煤層巷道巷幫偏移、底鼓、壓垮、應力集中現象顯著增加，造成巷道支護難度較大，嚴重威脅礦井安全、高效生產。

為了得到近距離煤層下位煤層巷道合理布置方式，國內外學者針對近距離煤層頂底板應力與位移變化、應力集中程度、殘留煤柱穩定性、巷道圍巖變形與支護展開多角度、多層位的研究。其中，孟浩[2]以新柳煤礦為工程背景，采用數值模擬、理論分析、底摩擦試驗，通過對殘留煤柱下底板應力分布規律、區段煤柱穩定性、巷道圍巖變形破壞特征等分析，結合現場試驗驗證了巷道布置方案的可行性；戴文祥等[3]針對近距離采空區下特厚煤層巷道布置和圍巖控制問題，引入同向相錯巷道布置方式，并結合數值模擬確定了合理的煤柱寬度，避免了煤炭資源浪費；丁國利等[4]深入分析了目前煤礦沖擊地壓頻發的原因，系統研究上層煤區段煤柱下巖層的應力分布狀態，為優化近距離煤層巷道布置提供了1 種可靠的解決方案。上述研究雖對近距離煤層開采巷道布置方式提供了一定的參考方式，但大多針對某一特殊地質情況，關于淺埋近距離煤層上位采空區條件下的相關研究較少。

新疆東溝煤礦屬于近距離煤層開采，上位B42煤層已回采完畢，殘留煤柱造成底板應力集中，對下位煤層巷道布置產生不利影響。為此，借助理論計算、FLAC3D數值模擬、現場實測等手段，對比分析內錯、垂直、外錯布置下的應力狀態，并進行研究，確定了B3下位煤層開采時的最佳巷道布置方式；研究結果對類似地質條件下的近距離煤層開采具有一定借鑒和參考價值。

1 礦井概況

新疆東溝煤礦可采煤層埋深較淺，目前主采煤層距地表僅為198 m，平均傾角為14°，自下而上依此為B2、B3、B42煤層。其中B42煤層西翼共布置3 個工作面：1401 工作面、1403 工作面、1405 工作面，均已采完。B3煤層平均厚度為3.82 m，處于開采階段，與B42上位煤層間距19 m，屬于典型的近距離煤層[5-6]。由東溝煤礦煤巖力學性能參數測試得到的煤巖體主要力學參數見表1。

表1 煤巖體主要力學參數Table 1 Main mechanical parameters of coal and rock mass

B42煤層頂板巖性以粉砂巖、粗砂巖為主，其次為泥質粉砂巖，平均厚度為5.75 m；煤層底板以粉砂巖為主，夾有部分薄煤層，平均厚度0.5 m。B3煤層為開采煤層，平均厚度為3.82 m，頂板巖性以粉砂巖、粗砂巖為主，平均厚度14.1 m，其單軸抗壓較高，飽和狀態下的單軸極限抗壓強度為33.0 MPa。

2 下位煤層巷道合理布設的力學分析

2.1 煤柱穩定性力學分析

在近距離煤層開采中，上位煤層回采后，受支承壓力的影響，殘留煤柱采空區一側的煤體經歷彈性狀態-塑性狀態-破碎狀態的變化，導致煤柱處集中載荷向底板煤巖深部轉移。因此，分析殘留煤柱穩定性是事關下位煤層巷道的布置方式及支護難易的重要影響因素。

1401 工作面與1403 工作面間留設保護煤柱B=20 m，通過極限平衡理論可計算B42煤層殘留煤柱支承應力峰值與煤柱邊緣間距x0[7]：

式中：M 為煤層平均厚度，取3.15 m；C 為煤體黏聚力，取1.2 MPa；H 為煤層埋深，取198 m；f 為頂底板與煤層接觸面的摩擦系數，f=tanφ=0.47；φ為內摩擦角，取25.4°；k 為應力集中系數，k=2.8；ξ 為三軸應力系數，ξ=（1+sinφ）/（1-sinφ）=2.50；pi為支架對煤幫部的阻力，取0 MPa；ρ 為上覆巖層平均密度，取2.2 t/m3。

B42煤體兩側均采空，殘留煤柱中央煤體未超出支承壓力影響范圍，側向支承壓力發生疊加作用，造成中部疊加區域應力值低于兩側應力峰值，卻高于原巖應力ρgH。殘留煤柱變形區域及垂直應力特征如圖1，殘留煤柱范圍內支承應力呈“馬鞍形”的雙峰結構，可根據力學性質的差異，分為Ⅰ—破裂區、Ⅱ—塑性區、Ⅲ—彈性區。

圖1 殘留煤柱變形區域及垂直應力特征Fig.1 Deformation area and vertical stress characteristics of residual coal pillar

殘留煤柱彈性核區率ρ 為[8]：

式中：B 為殘留煤柱寬度，20 m。

現場實踐表明，當殘留煤柱彈性區占比不低于50%，即在煤層走向方向上形成有效承載上覆巖層載荷的彈性核區。由式（1）計算可知煤柱支承應力峰值與煤柱邊緣間距x0為4.65 m，代入式（2）計算得到彈性核區率ρ 為53.5%，此時殘留煤柱可保持較高的穩定狀態，煤柱中部煤體處于彈性壓縮狀態，兩側發生塑性屈服破壞后處于應力降低區域。若該應力降低區域應力值低于原巖應力，則下位巷道可采取外錯或垂直巷道布置；否則，必須采用內錯式巷道布置保障巷道穩定性，降低圍巖支護難度。

2.2 底板巖層應力分布規律

將煤巖體簡化為彈性介質，兩側采空殘留煤柱應力計算模型如圖2。

圖2 兩側采空殘留煤柱應力計算模型Fig.2 Calculation model of residual coal pillar stress on both sides of goaf

利用彈性力學相關理論[7，9-13]，解得均布載荷作用下殘留煤柱底板巖層內任意一點S 的應力為：

式中：B 為殘留煤柱寬度；σx、σy、τxy分別為水平應力、垂直應力、剪切應力；q 為殘留煤柱均布載荷，q=Hρgk≈14.11 MPa；k 為應力集中系數，取2.8；x、y分別x、y 方向距離，m；b=B/2，10 m。

根據上述具體數值，計算B42煤殘留煤柱均布載荷作用下不同深度y=4、7、10、13、16、19 m 的應力分布情況，B42殘留煤柱底板應力分布如圖3。

由圖3 可知，殘留煤柱在底板巖層19 m 范圍內，產生、傳遞的垂直應力、水平應力和剪切應力分布范圍、應力峰值不同。隨著深度的增加，三類應力分布范圍越大，且應力峰值越小，其中垂直、水平應力峰值下降幅度隨深度增加而增大；剪切應力受深部影響較小，變化不明顯。

圖3 B42 殘留煤柱底板應力分布Fig.3 Stress distribution of B42 residual coal pillar floor

1）垂直應力。同一水平截面的垂直應力呈單峰分布，峰值位于殘留煤柱中部區域，隨著距離煤柱中心水平距離的增加而衰減，且在煤柱邊緣的破碎區范圍內衰減速率達到峰值。

2）水平應力。隨著距離煤層底板深度的增大，同一水平截面的水平應力由單峰變為雙峰，應力峰值隨深度的增加而衰減，水平應力曲線趨向平緩，且煤柱中心區域與邊緣區域水平應力變化呈現出相反的特征。

3）剪切應力。不同深度的剪切應力關于煤柱中央中心對稱，呈雙峰分布，且煤柱中心處剪切應力為0。隨著深度增加，底板巖層內應力峰值進一步衰減，且變化較為緩和。

根據巖體極限平衡理論可將B42煤殘留煤柱不同區域的垂直應力劃分為應力升高區（0～12 m）、應力降低區（12～27 m）、原巖應力區（27 m 外）。因此，B3煤層回采巷道應位于應力降低區或原巖應力區域（小于0.1q），盡可能避開應力集中程度較高區域，避免下位煤層巷道圍巖結構失穩。

3 殘留煤柱對下位煤層力學影響模擬

圖4 東溝煤礦初始模型Fig.4 Initial model of Donggou Coal Mine

B42煤層開采后的殘留煤柱對B3下位煤層應力分布的影響如圖5。不同深度殘留煤柱垂直應力分布曲線如圖6。

圖5 B42 煤層開采后垂直應力云圖Fig.5 Cloud diagram of vertical stress of B42 coal seam after mining

圖6 不同深度殘留煤柱垂直應力分布曲線Fig.6 Vertical stress distribution curves of residual coal pillar at different depths

由圖5 可知：B42煤層開采后殘留20 m 保護煤柱造成煤層底板應力分布不均衡，殘留煤柱下方應力集中，局部應力升高；遠離殘留煤柱的兩側采空區形成卸壓區。其中，B2煤層殘留煤柱造成的最大底板破壞深度達到18 m，低于B42與B3煤層間距，B3煤層布置回采巷道時不易受到殘留煤柱的嚴重影響。

由圖5、圖6 可知：殘留煤柱中部為開采后應力集中區域，垂直應力較大；對不同深度殘留煤柱下方垂直應力進一步分析可知，殘留煤柱下方13 m范圍內垂直應力下降速率較快，垂直應力最大值為13.77 MPa，與理論計算值較為吻合；當進入低于原巖應力的降低區域后，隨著垂距增加，垂直應力變化速率較低，殘留煤柱對底板應力分布影響范圍進一步增加。

4 二次采動對下位煤層巷道布置的影響

由B42殘留煤柱對下位煤層力學影響的相關分析可知，殘留煤柱導致煤柱下方應力集中，垂直應力向底板深部區域傳遞，導致煤柱下方應力重新分布，其集中應力影響范圍是B3煤層巷道布置的重要影響因素。為分析二次采動對下位煤層巷道布置的影響，采用6 種方案對B3煤層巷道布置方式進行數值模擬，包括內錯距4、8、12、16 m；垂直錯、外錯4 m。東溝煤礦數值模擬方案如圖7。

圖7 東溝煤礦數值模擬方案Fig.7 Numerical simulation schemes of Donggou Coal Mine

4.1 不同布置方式下的巷道垂直應力分布

通過FLAC3D數值模擬煤層（Ⅰ）兩側采空170 m、殘留煤柱為20 m，B3煤巷道（Ⅱ）采用不同布置方式時，其殘留煤柱下方的垂直應力分布云圖，如圖8。

圖8 不同巷道布置下的垂直應力云圖Fig.8 Cloud diagrams of vertical stress under different roadway layout schemes

由圖8 可知：受B3煤層采動煤層殘留煤柱集中應力的影響，B3煤殘留煤柱彈性核區域長期處于高應力狀態，且巷道兩側呈現“雙耳”狀應力集中區域，且靠近煤柱側應力集中效果更為明顯；其中，采用外錯式布置B3煤層巷道時，巷道圍巖垂直應力最大，垂直式巷道布置次之，內錯式布置巷道頂板所受應力為3 種巷道布置方式中最小值[14]。

根據不同巷道位置下的垂直應力分布云圖繪制相應的應力峰值變化特征，如圖9。

圖9 B3 煤層巷道圍巖垂直應力峰值特征Fig 9 Characteristics of vertical stress peak value of surrounding rock of roadway in B3 coal seam

對圖9 中垂直應力曲線分析可知，采用不同的巷道布置方式，對巷道頂板應力峰值影響較大，外錯4 m 時垂直應力最大值為15.11 MPa，為原巖應力的3.6 倍，易造成煤柱破壞嚴重，承壓能力減弱；垂直錯時垂直應力為12.66 MPa，為外錯布置時應力峰值的83.8%；內錯12 m 時垂直應力最小，為6.97 MPa，僅為外錯布置時應力峰值的46.1%。隨著巷道內錯距的增加，垂直應力呈現迅速下降的趨勢，巷道內錯12 m 與16 m 時，出現較小的應力波動，波動不超過0.8 MPa。因此，僅考慮上位煤層殘留煤柱底板應力傳播規律時，B3煤層巷道采用垂直錯布置、內錯距4～16 m 時，可有效降低應力的集中程度。

4.2 不同布置方式下的巷道塑性區分布

為準確反映受采動影響下的巷道圍巖破壞狀態，繪制不同巷道布置位置下的塑性區分布，B3煤不同巷道布置下塑性區分布如圖10。

圖10 B3 煤不同巷道布置下塑性區分布Fig.10 Distribution of plastic zone under different roadway layouts of B3 coal

巷道破壞形式包括：剪切破壞-shear、張拉破壞-tension。對比圖9、圖10 可知：采用外錯式布置B3煤層巷道時，巷道圍巖垂直應力最大，塑性破壞范圍最大，垂直式巷道布置次之，內錯式布置巷道圍巖塑性破壞區域為3 種巷道布置方式中最小。另外，對比發現垂直應力與塑性區分布范圍保持較高相關性，原因在于塑性區部分承載能力較小，無法承載上覆巖層載荷，故塑性區域一般垂直應力較低，能量積聚效應較差，無法形成彈性能量積聚區域。隨著內錯距的增加，應力集中效應減弱，殘留煤柱承載能力增強，塑性區逐漸變小，變形量降低，圍巖出現大量能量積聚。

由于巷道頂板變形量相對兩幫較小，僅對不同布置方式下B3煤巷道兩幫變形量展開分析。B3煤層巷道圍巖變形量特征如圖11。

圖11 B3 煤層巷道圍巖變形量特征Fig.11 Deformation characteristics of surrounding rock of roadway in B3 coal seam

對圖11 中巷道圍巖變形量曲線分析可知：采用不同的巷道布置方式，對巷道圍巖變形量影響差異較大，外錯4 m 時巷道變形量最大值為220.3 mm，易造成巷道變形嚴重，嚴重時導致失穩破壞；垂直錯時變形量為161.1 mm，為外錯布置時變形量峰值的73.1%；內錯16 m 時變形量最小，為133.5 mm，僅占外錯布置時巷道變形量的60.6%，內錯12 m 布置下變形量的98.9%，差異較小；隨著巷道內錯距的增加，巷道變形量呈現迅速下降的趨勢。因此，綜合考慮不同巷道布置方式下的巷道變形量及應力分布特征，B3煤層巷道采用垂直錯布置、內錯距4～12 m時，可有效減弱巷道變形，降低應力集中程度。

4.3 巷道布置方式的確定

當前一采區B2、B3煤層共存在工作面8 個，工作面平均長1 100 m，平均煤厚3.8 m，相對于內錯距12 m，垂直布置方式工作面面寬可增加24 m，可增加產量1 100 m×24 m×3.8 m×1.27 t/m3×8個=1 019 251.2 t，產生效益1 019 251.2 t×80 元/t=8 154萬元。

綜合考慮應力分布、塑性變形、經濟效益，當B3煤層巷道采用垂直布置與內錯距4～12 m 時，塑性區分布較為接近，差異不大；同時，由于開采位置埋深較淺，不同巷道布置下垂直應力最大值僅為15.11 MPa，最小值為6.97 MPa，僅與應力峰值相差8.14 MPa；當采用垂直錯布置巷道時，可于一采區各工作面增加24 m 面寬，顯著提高資源采出率，產生8 154 萬元的效益。同時，東溝煤礦近距離煤層頂板相對堅硬，垂直錯布置巷道為考慮塑性區、應力分布、經濟效益下的巷道布置最優方案，此時殘留煤柱應力為12.66 MPa≥6.97 MPa（內錯距12 m）。現場經驗表明，在煤層埋深較淺、垂直應力相對較大時，采用錨網索聯合支護可保證殘留煤柱相對穩定，保障巷道支護效果和安全程度，避免或減小巷道服務期間的維修量，提高資源回收率，延長礦井壽命，增加經濟效益，實現安全、高效生產。

5 回采巷道支護及圍巖控制效果

5.1 回采巷道支護

由于現場采用垂直錯層位開采，受采動影響較顯著，巷道圍巖應力相對較高，因此需優化巷道支護強度，提高錨桿支護可靠性[15-18]。東溝煤礦針對1301 巷道地質情況，采用優化支護參數和超前施工卸壓鉆孔的卸固結合手段實現高應力區巷道圍巖穩定性控制，可避免圍巖的變形與破壞，提高圍巖支護可靠性。其中，卸壓鉆孔措施主要包括：每日施工卸壓鉆孔孔徑108 mm，孔深25 m，每組施工6 個孔，終孔間距1.5 m，外擴巷道2 m，每天掘進10 m，保持15 m 超前距。1301 巷道錨網支護如圖12。

圖12 1301 巷道錨網支護Fig.12 Bolt mesh support of 1301 roadway

1）巷道頂板。1301 煤巷為梯形斷面，設計凈寬5 000 mm，凈高3 300 mm（中高），巷道頂板采用錨網索聯合支護，幫部采用錨網支護。頂部錨桿采用?20 mm×2 200 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂錨桿+金屬網（網格不大于100 mm×100 mm）+10 mm厚金屬托盤+1 節樹脂藥卷。頂部錨桿支護間排距為1 000 mm×1 000 mm。

2）巷道兩幫。1301煤礦主體巷道采幫錨桿采用?18 mm×1 800 mm 玻璃鋼錨桿+HBPP40-40MS 型雙抗網+10 mm 樹脂托盤+1 節樹脂藥卷，錨桿支護間排距為1 000 mm×1 000 mm。非采幫錨桿采用?18 mm×1 800 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿+菱形網+10 mmQ235 托盤+1 節樹脂藥卷，錨桿支護間排距為1 000 mm×1 000 mm。

5.2 圍巖控制效果

當B3煤層開采時，采用垂直錯布置下位煤層巷道，留設20 m 殘留煤柱，有利于降低煤層回采期間工作面采動影響，便于巷道圍巖支護，提高資源回采率。為驗證B3煤層巷道布置方式是否合理，對B3煤層1301 工作面巷道回采期間圍巖變形量進行監測[13-14]，1301 巷道圍巖變形量監測柱狀圖如圖13。

圖13 1301 巷道圍巖變形量監測柱狀圖Fig.13 Histogram of 1301 roadway surrounding rock deformation monitoring

由圖13 可知，工作面采動影響期間，巷道頂底板移近量為12～85 mm，兩幫移近量為23～185 mm。現場結果表明，B3煤層巷道采用垂直錯的方式布置為最佳布置方案，可保持較高的穩定性，提高資源采出率，驗證了理論計算與數值模擬的合理性。

6 結 語

1）通過理論計算確定東溝煤礦B42殘留煤柱的核區率為53.5%，在煤層走向方向上可形成有效承載上覆巖層載荷的彈性核區。其中，煤層開采殘留煤柱邊緣與支承應力峰值水平距離為4.65 m，處于應力降低區。

2）采用理論分析對上覆B42煤層殘留煤柱影響下位B3煤層巷道布置應力、塑性區、巷道變形量情況展開研究。其中，B42煤層與B3煤層間距19 m，大于B42煤層集中應力傳遞距離18 m，B3煤層巷道受上位煤層殘留煤柱影響較小。

3）根據FLAC3D數值模擬結果，考慮不同巷道布置方式下的應力分布、塑性變形及經濟效益可知：B3 煤層巷道采用垂直錯布置、內錯距4～12 m時，可有效降低應力集中程度，且巷道塑性變形量較小。同時，現場經驗表明：當采用垂直錯布置時，資源采出率較高，可滿足巷道穩定性的要求。

4）現場采用垂直錯巷道布置方式，實測數據表明：在巷道掘進、工作面回采期間巷道頂底板變形量為12～85 mm，兩幫變形量為23～185 mm，巷道頂底板及兩幫變形量較小，圍巖可保持較高穩定性。