近距離煤層開采回采巷道布置方式及變形規律

高士崗，楊俊哲，高登彥，歐陽一博，柴 敬，3

(1.西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054；2.國家能源集團神東煤炭集團有限責任公司，陜西 榆林 719315；3.西安科技大學 西部礦井開采及災害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054)

0 引 言

神東礦區活雞兔井1-2上煤與1-2煤的層間距僅為9～21 m，屬于典型的近距離煤層群開采。與單一煤層開采巷道穩定性相比，由于上部煤層開采導致下煤層頂板完整性受到嚴重破壞，因而下煤層巷道圍巖穩定性差且支護困難[1-2]。上部煤層開采后，采空區附近頂底板均處于卸壓區域，上覆巖層載荷開始向四周穩定煤體中轉移，相鄰工作面間留設的區段煤柱因兩邊均已采空而產生應力疊加效應，區段煤柱高度應力集中導致其下部煤層中布置的回采巷道安全性受到嚴重威脅[3-5]。

近距離煤層聯合開采巷道布置方式主要有內錯式、外錯式及重疊式3種[6-8]。一般內錯式和外錯式采用較多。內錯式的優點在于合理避開了上煤層區段煤柱的高應力區，巷道處于上煤層采空區下屬于應力降低區，其缺點在于巷道頂板上部即為上煤層采空區，上煤層開采影響了中間層的穩定性與完整性，而巷道支護一般采用錨桿、錨索支護，錨桿、錨索上部缺乏穩定固定點，造成巷道支護困難；外錯式雖處于應力集中區，但巷道頂板上部為穩定的實體煤層，且中間層完整性較高，巷道支護效果顯著優于內錯式布置。合理選擇巷道布置位置及支護方案，保證下煤層回采巷道變形量在可控范圍之內，成為近距離煤層安全高效開采的重要研究課題[9-11]。

中國學者針對近距離煤層開采巷道穩定性問題進行了大量研究。肖家平以團柏煤礦11-101工作面為背景，根據現場鉆孔窺視及滑移線場理論，分析得出上部煤層開采引起的底板塑性區破壞深度約為0.7 m，頂板淋水作用進一步加劇了下部巷道圍巖的損傷劣化程度[12]；楊偉對近距離煤層聯合開采工作面合理錯距留設問題進行了研究[13]；劉犇針對極近距離煤層巷道頂板破碎、支護困難等情況，通過理論計算得出上下煤層巷道的合理錯距為9.9 m，巷道布置形式為內錯式[14]；李中偉以泰安煤礦12101運輸巷為研究對象，確定1-2煤層巷道外錯11煤層煤柱為2.0 m，掘進期間巷道變形量不大[15]；杜艷春以汾西礦業集團宜興煤業1201-2工作面為工程背景，分析得出回采巷道應選用內錯4～6 m布置[16]；梁華杰以界溝煤礦8220工作面機巷為研究對象，運用極限平衡理論和彈性力學理論對煤柱一側塑性區寬度及上煤層底板應力分布進行了研究，得出上煤層采空區左側煤壁與下煤層巷道頂板中心線距離為22 m時巷道受力均勻圍巖變形量小，為最佳布置方案[17]。已有針對近距離煤層巷道布置方式選擇及支護參數優化的研究主要采用數值模擬和現場監測，其中物理模型試驗研究主要集中在巷道變形監測傳感器的研制[18-19]，通過數值模擬對巷道圍巖裂隙場演化、支護方案設計等方面進行研究[20-23]。

鑒于此，文中研究在1-2上煤開采過程中1-2煤層中巷道12314運順和12313回順的穩定性以及下煤層巷道的合理布置方式，通過現場巷道變形觀測、物理相似模型試驗及數值模擬計算的綜合分析方法，得出1-2煤層中巷道的變形規律及引起巷道變形的主要影響因素，對下煤層巷道分別布置于上煤層采空區下與區段煤柱下的變形情況進行對比分析。

1 工程背景

大柳塔煤礦活雞兔井，一井三面，年產1 170萬t。神東礦區活雞兔井1-2上煤與1-2煤的層間距僅為9～21 m，屬于典型的近距離煤層群開采，與單一煤層開采巷道穩定性相比，由于上部煤層開采導致下煤層頂板完整性受到嚴重破壞，因而下煤層巷道圍巖穩定性差且支護困難。已知1-2上煤層采高3 m，上覆基巖厚度110 m，覆巖存在3層關鍵層，1-2煤與1-2上煤之間關鍵層為2 m厚粉砂巖。關鍵層分別位于21，56，105 m層位之上；1-2上煤中1-2上311工作面寬度240 m，采高3 m，1-2上312工作面寬度200 m，采高3 m；1-2煤12313工作面寬度290 m，12314工作面寬度230 m，兩者采高均為5 m。

12313工作面位于1-2煤三盤區集中大巷南翼，南西側是12312面采空區，工作面切眼外側是12314切眼外旺采區(已回采)，工作面正上方為1-2上311-2面采空區，北東側為設計12315工作面,但是未形成，地面標高1 196.0～1 252.3 m，煤層底板標高1 108.7～1 148.2 m。1-2上311-2工作面斜長347.4 m，走向長3 409.9 m，工作面左側為1-2上310面采空區。初次來壓步距63 m，周期來壓9～15 m，平均12 m，來壓持續長度3～4 m。1-2上311面和12313面對應關系如圖1所示。

圖1 1-2上311面和12313面對應關系Fig.1 Relationship between Plane 1-2upper 311 and Plane 12313 on 1-2上

12314運順和12313回順在1-2煤層中掘進，該區域煤層厚度4.3～6.1 m，平均厚約4.8 m。老頂為中、粗砂巖，厚度14.0～14.8 m，直接頂為砂質泥巖，厚度1.0～5.8 m；巷道直接底為泥巖，厚度0.4～5.0 m。煤層傾角1°～3°，地面標高1 212～1 248 m，煤層底板標高1 111～1 143 m。12313回順掘進長度為5 013 m，12314運順掘進長度為5 049 m，兩順槽間煤柱寬度為16.42 m。上覆1-2上311工作面正在回采，層間距9～21 m。在頂板完好的情況下，頂煤厚度大于300 mm時，采用錨桿+金屬網+錨索進行支護。12313回順內設置一套單軌吊錨桿，錨桿外露長度為100～150 mm，距巷道正幫1.5 m，距巷道中心線1.1 m。

2 上煤層采動影響試驗分析

2.1 物理相似模型試驗分析

為了減輕巷道受壓和改善巷道維護狀況，近距離煤層開采條件下，通常將煤層巷道布置在采空區下方的應力降低區[24-25]。但是，神東礦區部分極近距離煤層間距小于錨桿支護長度，巷道將難以采用錨桿支護，且已有的理論研究成果較多是應用于巷道支護斷面不大，巷道埋深較大的開采條件，對于神東礦區巷道支護斷面大、煤層埋深淺的開采條件將不再適用。

為了分析上煤層開采過程對下煤層巷道穩定性的影響，搭建物理相似模型對該問題進行研究。搭建尺寸為250 cm×130 cm×25 cm(長×高×寬)的模型，模擬模型的幾何相似比為1∶100，巖層設置和巖層配比見表1。物理相似模型1-2上煤與1-2煤層間距按照實際地質鉆孔柱狀圖取平均值13 m。各巖層配比號根據地層實際強度參數依據已有強度表查取。物理實驗主要目的在于研究1-2上煤層開采對其下煤層巷道的最大影響程度，為巷道支護方案設計提供理論參考。

表1 物理模型巖層配比Table 1 Rock layer ratio of physical model

1-2上煤層巷道尺寸為5 m×3 m，1-2煤層巷道尺寸為5.5 m×4.0 m；兩層煤巷道均提前掘出，巷道一次成形。共布置了3條測線，2條豎直測線、1條水平測線。水平測線沿1-2煤巷道中線布置，測點間隔3 cm，豎直測線沿1-2煤巷道頂底板中線布置，測點間隔2 cm。

上煤層開采后模型垮落狀態如圖2所示。在1-2上311工作面采動和巷道開挖共同影響下，12313回風順槽兩幫移近量最大值15 mm，頂底板移近量最大值17 mm；12314運輸順槽兩幫移近量最大值17 mm，頂底板移近量最大值20 mm。模擬結果表明，1-2上312、1-2上313工作面回采對1-2煤層的巷道影響較小，僅為200～300 mm，表明活雞兔井三盤區近距離下煤層巷道布置在34.6 m寬區段煤柱下是能夠保持應有的效果，可以繼續使用。

圖2 上煤層開采后巷道狀況Fig.2 Roadway condition after upper coal seam mining

2.2 數值模擬試驗分析

為了研究淺埋近距離煤層群開采不同巷道布置方式對圍巖變形及應力分布的影響，選用FLAC3D數值模擬軟件進行建模分析，分別建立下部煤層巷道外錯于上部采空區及內錯于采空區2種模型進行對比分析，為同類型巷道布置方式及支護設計提供借鑒。

FLAC3D數值計算模型根據活雞兔井田的地質條件，簡化該地區巖層賦存條件，基礎模型以兩煤層之間巖層的中點作為垂直方向的零點，模型頂界面標高為110 m，底界面標高為-13.5 m。為了研究上煤層遺留煤柱下回采巷道的圍巖變形及應力特征，對下煤層巷道圍巖進行細化，X方向間隔為0.5 m，Y方向間隔為10 m，Z方向間隔為1 m，設置模型走向長度400 m，傾向長度300 m，高度123.5 m。數值計算采用Mohr-Coulomb彈塑性屈服準則進行模擬計算，考慮到巖石的尺度效應，模擬計算采用的煤巖體物理力學參數見表2。

表2 煤巖層物理力學參數Table 2 Physical and mechanical parameters of coal strata

考慮模擬主要研究內容是下煤層回采巷道的位置和區段煤柱寬度，因此在X方向兩側均不留邊界煤柱，在模型兩側固定邊界，禁止模型發生水平移動。設計模擬開采方案的雙巷均布置在本煤層中，下煤層巷道位置根據設計開采方案進行變化。設計基礎模型如圖3所示，其中圖3(a)為建立的數值模型三維圖及煤柱應力測線布置方式，模型共有117 500個單元體和128 336個節點組成；圖3(b)為下煤層預掘巷道外錯采空區布置方式；圖3(c)為下煤層預掘巷道內錯采空區布置方式。

圖3 數值模型及巷道布置方式Fig.3 Numerical model and roadway layout

設計模型中，上煤層采高為3 m，下煤層采高3 m，層間巖性為砂巖。12313回風順槽與12314運輸順槽為圖3中下煤-1面2條順槽；12314回風順槽與12315運輸順槽為圖3中下煤-2面2條順槽。設計模型首先預掘出4條回采巷道，巷道之間煤柱留設的寬度根據設計方案確定，然后再開采上煤層兩工作面，待上煤層工作面采動穩定之后開挖下煤層第3個工作面。活雞兔井12313工作面設計開采的4種方案如下。

(1)12313回順及12314運順均布置在34.6 m區段煤柱之下，且與煤柱邊界外錯5.0 m，即下煤層區段煤柱寬度約為14.0 m。

(2)12313回順及12314運順均布置在12上312工作面老采空區下，且12314運順內錯上煤層煤柱邊界10 m，下煤層區段煤柱寬度為54 m。

(3)12314回順內錯10 m布置，12315運順則置于上煤層區段煤柱中部之下，此時，下煤層的區段煤柱寬度為25 m。

(4)12314回順內錯10 m布置，12313運順則置于上煤層區段煤柱中部之下，此時，下煤層的區段煤柱寬度為25 m。

方案1 巷道布置條件下預掘巷道4頂底板移近量和兩幫移近量的變形曲線如圖4所示，其中工作面相對位置指工作面推進位置相對位移測點距離。從圖4可知，當12314回順及12314運順均布置在活雞兔井上煤34.6 m遺留區段煤柱之下，且與煤柱邊界外錯5.0 m。當上煤層工作面2推進位置越過位移測點時，巷道變形速度顯著增大。當下煤層工作面3開采時，巷道頂底板移近量和兩幫移近量變大，巷道頂底板和兩幫移近量終值分別為：179.5 mm，117.2 mm。

圖4 方案1巷道頂底板及兩幫變形量Fig.4 Roadway roof and floor and deformation of two sides in Scheme 1

方案2 巷道布置條件下預掘巷道4的變形值均不大，當上煤工作面1開采推過監測點的位置時，巷道變形陡然增大且增速較大，但變形增量不大，在工作面后續開采過程中，工作面的開采對預掘巷道4的變形影響較小，巷道頂底板移近量變形速度較小，其最終分別為：27.9 mm，24.9 mm。可以看出將巷道布置在采空區下，巷道的變形量較小，如圖5所示。

圖5 方案2巷道頂底板及兩幫變形量Fig.5 Roadway roof and floor and deformation of two sides in Scheme 2

方案3 巷道布置條件下預掘巷道4變形主要受上煤工作面2開采影響，在工作面2推過監測點處巷道變形速度開始增大；由于下煤區段煤柱寬度25.0 m且預掘巷道4布置在上煤區段煤柱中部，避開了上煤區段煤柱應力峰值區域，因此，巷道受本煤層工作面采動影響較小，巷道變形速度和變形量均不大，預掘巷道4頂底板移近量和兩幫移近量的終值分別為：78.1 mm，39.1 mm。

方案4 巷道布置條件下預掘巷道4的變形值僅在上煤工作面2推過監測點處增幅較大，但數值變化不大。和方案3相比，是將預掘巷道4的位置由區段煤柱中部改到采空區下，因此巷道受采動影響的程度更低，預掘巷道4頂底板移近量和兩幫移近量的終值分別為：28.0 mm，20.8 mm。

對不同方案下巷道變形結果進行統計，見表3，對比發現，當預掘巷道4位于采空區下時，巷道的變形量相比于布置在煤柱下的巷道的變形量要小，巷道變形量不超過30 mm。方案1和方案3中預掘巷道4均布置在煤柱下，但巷道外錯距不同而導致巷道變形量不同，原因是方案1中巷道外錯5 m仍處在12313工作面側向超前支撐壓力的應力增高區，且在上煤柱與巷道之間產生了集中應力，使得巷道變形較大，如圖6(a)所示。

表3 不同方案下巷道變形結果統計Table 3 Statistics of roadway deformation results in different schemes

圖6 方案1及方案3預掘巷道應力分布Fig.6 Stress distribution of pre-excavation roadway in Scheme 1 and 3

方案3中預掘巷道4相對位于上煤柱的中部，處在12312與12313工作面側向超前支承壓力的應力降低區，且上煤柱與巷道之間產生的集中應力較小，因此巷道變形相對于方案1較小，如圖6(b)所示。

雖然方案1將下煤層2個巷道均布置在煤柱下時巷道頂底板及兩幫移近量均相對較大，但其巷道仍容易維護，同時相比于采空區下布置巷道更加容易布置錨索支護，大大增加了成巷速度，保障礦井安全高效生產。

3 現場監測分析

在12313回風順槽和12314運輸順槽中各布置3組測站。其中，第1組測站布置在距離1-2煤集中輔運大巷3 328 m的位置，在聯巷64L和65L之間，層間距為9～10 m；第2組測站布置在距離1-2煤集中輔運大巷2 363 m的位置，在聯巷45L和46L之間；第3組測站布置在距離1-2煤集中輔運大巷2 303 m的位置，在44L和45L之間；第2組測站和第3組測站層間距為15～17 m；每組布置3個斷面，間距5 m。采用十字交叉法進行順槽變形觀測，主要觀測巷道兩幫移近量和頂底板移近量，以掌握順槽在掘進過程中及受上煤層采動影響的程度。

12313回風順槽和12314運輸順槽布置在1-2上311工作面下方，距離1-2上311面回風順槽一側的區段煤柱分別為43.0 m和21.0 m。12313回風順槽兩幫移近量最大值7.5 mm，頂底板移近量最大值6.5 mm；12314運輸順槽兩幫移近量最大值9 mm，頂底板移近量最大值7.5 mm，如圖7所示。

圖7 12313工作面回風順槽變形量Fig.7 Deformation quantity of air return channel in 12313 working face

1-2上311工作面推過1#測站3個月后，上覆巖層應力狀態經過緩慢的平衡過程逐漸處于穩定狀態，但是巷道變形不是由單一的上煤層開采引起的，其自身圍巖的應力轉移也會產生一定的變形。12313回順和12314運順經過這段時間的觀測，其巷道變形量很小，不會影響巷道的穩定性。在層間距為15～17 m的情況下，當工作面推進至距離測點22～37 m時，12313回風順槽開始發生變形；當1-2上311工作面推過測點110 m時，12313回風順槽兩幫移近量最大值14 mm，頂底板移近量最大值17 mm；12314運輸順槽兩幫移近量最大值17 mm，頂底板移近量最大值20 mm。

3#測站在工作面推進至距離測點22～37 m時，12313回風順槽開始發生變形。當1-2上311工作面推過測點110 m時，兩順槽變形趨于穩定，12313回風順槽兩幫移近量最大值15 mm，頂底板移近量最大值17 mm；12314運輸順槽兩幫移近量最大值17 mm，頂底板移近量最大值20 mm。

綜合3個測站的實測結果可知，在1-2上311工作面采動和巷道開挖共同影響下，12313回風順槽兩幫移近量最大值15 mm，頂底板移近量最大值17 mm；12314運輸順槽兩幫移近量最大值17 mm，頂底板移近量最大值20 mm，其巷道變形量很小，不會影響巷道的穩定性。

4 結 論

1)現場實測結果表明在上工作面采動和巷道開挖共同影響下，下煤層巷道兩幫移近量最大值15 mm，頂底板移近量最大值17 mm，巷道變形量很小，不會影響巷道的穩定性。

2)通過模擬研究得出當下煤層巷道均布置在上煤層工作面老采空區下時，巷道頂底板和兩幫移近量終值分別為：27.9 mm，24.9 mm，巷道的變形量較小，上煤層開采不會影響下方巷道正常使用。

3)將下煤層2個巷道均布置在煤柱下時巷道頂底板及兩幫移近量均相對較大，但其巷道仍容易維護，同時相比于采空區下布置巷道更加容易布置錨索支護，大大增加了成巷速度，保障礦井安全高效生產。