佳峰煤礦極近距離煤層回采巷道布置及支護技術研究

丁雪峰

（山西離柳焦煤集團有限公司佳峰煤礦，山西 呂梁 032300）

1 工程概況

山西離柳焦煤集團有限公司佳峰煤礦主采10#和11#煤層間距較小，部分區域合并為一層，需進行合并開采。10#+11#煤層平均厚度6.4 m，煤層傾角0°～8°，煤層普氏系數f =1.5～2，容重1.35 t/m，如表1 所示。

表1 頂底板巖性

10#+11#煤層上方依次為均厚0.8 m 的泥巖、均厚1.68 m 的9#煤層和均厚6.87 m 的K2 石灰巖，下方為均厚4.0 m 的粘土泥巖。

目前準備布置的1114 工作面北鄰1113 工作面采空區，東為礦井邊界，南鄰1115 工作面采空區，西為南軌道及膠帶大巷，上覆為原0909 工作面采空區。1114 工作面切眼掘進寬度6.7 m，掘進高度2.6 m，凈寬為6.5 m，凈高為2.5 m，沿11#煤層底板掘進。1114 回采巷道掘進寬度4.7 m，掘進高度為2.7 m，凈寬為4.5 m，凈高為2.6 m，沿11#煤層底板掘進。

2 1114 回采巷道布置

結合礦井邊界、上覆采空區情況，1114 工作面切眼布置方式有如下三種方案：內錯布置于0909面采空區下、與0909 面切眼重疊布置、外錯布置于邊界煤柱下[1-5]，具體如圖1。各布置方案的優缺點如下：

圖1 1114 工作面切眼位置關系圖

（1）內錯布置時，錯開的煤柱垂直應力較低，且處于0909 面邊界煤柱對應的底板破壞帶內，易進一步發生剪切破壞。因此，為了保證煤柱幫、煤柱的穩定性，內錯距離應不小于8～10 m。該方案對應的切眼在開采之初不存在進出煤柱的問題，切眼圍巖受9#煤層采動破壞，但是圍巖應力水平較低，整體而言支護后頂板穩定，但頂板不能通過單軌吊運輸重物。此外，該方案浪費煤炭資源。

（2）重疊布置時，煤柱幫及頂板處于0909 面邊界煤柱對應的底板破壞帶內，局部區域圍巖處于應力集中區，圍巖較破碎，但是支護后頂板整體能穩定。該方案對應的切眼破碎圍巖區域較多，支護工作量增多，頂板不能通過單軌吊運輸重物，但是不存在切眼附近進出煤柱的問題。此外，該方案提高了煤炭回采率。

（3）外錯布置時，切眼盡量錯開0909 切眼對應的邊界應力集中區。由于邊界煤柱的限制，最大錯距為11.7 m，即切眼的工作面幫最大深入0909 面切眼邊界煤柱內部5 m。結合前述松動圈觀測中的分析，煤柱幫2.5～4.5 m 深度應力水平較高，同時結合理論分析，可推斷0909 面切眼煤柱幫4.5 m 深度為應力峰值影響范圍，5～8 m 深度為應力增高區，因此1114工作面切眼最優外錯距離應大于8～10 m。結合實際情況，切眼外錯11.7 m 布置時，切眼寬度橫跨5～11.7 m 深度，局部區域受到高應力影響，但圍巖較為完整，通過合理的支護也能滿足支護要求。該方案對應的切眼，頂板可通過單軌吊運輸重物。此外，該方案煤層回采率較高。

通過綜合對比可知，外錯11.7 m 布置1114 工作面開切眼為首選方案。因此1114 回采巷道布置如圖2，回風順槽與上覆9#煤層巷道重疊布置，運輸順槽布置于9#煤層0909 采空區下。

圖2 1114 回采巷道位置關系圖（m）

3 巷道支護

3.1 支護方案設計

根據相鄰工作面的現場支護效果，1114 回采巷道支護參數設計如圖3。頂板錨桿選用Φ22 mm×2400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×800 mm，全部垂直頂板打設。為保證錨桿的整體支護效果，采用6500 mm×280 mm×3 mm 的W 鋼帶護頂。錨索規格為Φ21.6 mm×6300 mm，間排距為2200 mm×800 mm。回采巷道工作面側錨桿選用Φ20 mm×2000 mm 的玻璃鋼錨桿，間排距900 mm×800 mm，回采巷道煤柱側選用Φ22 mm×2400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×800 mm，最上一根錨桿距離頂板400 mm，垂直巷幫打設。

圖3 巷道支護方案（mm）

3.2 支護效果分析

以煤層賦存條件為基礎，借助FLAC3D數值模擬軟件建立數值模型，對前述支護方案進行數值模擬，分析研究其支護效果。煤巖層物理力學參數見表1，建立模型如圖4。

圖4 數值計算模型及網格劃分

如圖4 所示，建立模型尺寸為長×寬×高=200 m×200 m×80 m，左右邊界只約束x 方向上的位移，前后邊界只約束y 方向上的位移，下部邊界為全約束邊界，上部邊界施加5 MPa 的垂直應力。按照前述支護方案加設錨桿（索），當工作面回采后，距離工作面10 m 的巷道圍巖應力、位移及塑性區范圍如圖5。

圖5 支護效果模擬圖

如圖5 所示：

（1）圍巖垂直應力分布云圖中高應力集中區范圍相比超前50 m時明顯增大，應力峰值相對較高，應力降低區范圍較小。巷道淺部圍巖應力值較大且均勻，說明支護體-圍巖系統的整體性得到增強，能起到抵抗深部圍巖作用的效果。

（2）支護作用下，位移分布云圖均呈現明顯的煤-底板分界面，說明煤層松軟，受工作面開采擾動，煤體相對變形較大。但巷道底板3～5 m 范圍內圍巖位移量不大，有利于維護巷道圍巖穩定，同時對煤壁片幫也起到一定的抑制作用。

（3）巷道圍巖最大主應力集中區均位于煤和底板的交接處，最大主應力降低區均位于巷道底板圍巖處，因此最大主應力分布狀態大致相同。從錨桿（索）應力分布來看，錨桿與錨索對圍巖的作用范圍內，桿體所受應力峰值為12 MPa，與巷道掘進初期及工作面超前50 m 處相比，增長幅度更大，說明當巷道位于超前支承壓力峰值區域時，支護方式發揮的效應明顯增加。總體來看，在工作面超前支承壓力峰值區域內，充分發揮了錨索的懸吊作用，錨桿著力部位深入于底板堅硬巖層之內，增強了支護體-圍巖的整體性，能適應于綜放開采時工作面的擾動。

（4）巷幫煤壁側4 m以外圍巖塑性區范圍較小，巷道兩幫1～1.5 m 范圍內受拉破壞的圍巖范圍也較少，說明當巷道位于工作面超前支承壓力峰值區域內時，支護起到了明顯作用。

4 現場試驗

在1114 回風巷進行現場試驗，對巷道圍巖變形量進行現場監測，現場監測曲線如圖6。

圖6 巷道圍巖變形量監測曲線

如圖6 所示，在距離巷道掘進頭40 m 后，巷道圍巖基本處于穩定狀態，兩幫移近量及頂板下沉量基本不再發生變化，最終巷道兩幫移近量最大值僅為10 mm，頂板下沉量最大值僅為6 mm，表明巷道布置合理，支護效果良好，可以滿足現場的安全生產需求。

5 結論

本文以1114 工作面為工程背景，針對佳峰煤礦煤層群煤層間距較小，煤層間相互影響大的問題，采用理論分析、工程類比及數值模擬的方法，得到以下結論：

（1）最佳布置方案為：1114 工作面開切眼外錯11.7 m 布置，回風順槽與上覆9#煤層巷道重疊布置，運輸順槽布置于9#煤層0909 采空區下。

（2）最佳支護方案為：頂板錨桿選用Φ22 mm×2400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×800 mm， 錨索規格為Φ21.6 mm×6300 mm，間排距為2200 mm×800 mm，回采巷道工作面側錨桿選用Φ20 mm×2000 mm 的玻璃鋼錨桿，間排距900 mm×800 mm，回采巷道煤柱側選用Φ22 mm×2400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×800 mm。

（3）經過現場試驗，對1114 回風巷圍巖變形進行現場監測，巷道頂板下沉量和兩幫移近量均較小，表明巷道布置方案及支護方案合理，可以滿足現場的安全生產需求。