永紅煤礦下分層巷道布置及支護技術研究與應用

董合祥

（晉能控股集團有限公司，山西 大同 037003）

0 前言

分層開采是我國曾長期應用的一種厚煤層采煤法，隨著大采高和放頂煤開采技術的發展，分層開采技術已少用，上分層工作面回采時若采用留區段煤柱方法，則下分層回采過程中存在應力集中區的問題[1-6]。對于區段煤柱在井田邊界的特殊情況，下分層回采巷道布置于采空區下方，會造成一定的煤炭損失，布置于區段煤柱下方，巷道維護困難，但可以多回收一定寬度的煤柱[7-10]。本文基于永紅煤礦下分層地質和開采技術條件，以巷道布置及支護設計為對象，研究了在邊界區段煤柱影響下，底板煤巖層的應力和變形破壞規律，通過數值模擬和技術經濟比較，確定了下分層回采巷道的合理位置和支護技術，并進行了工業性試驗。

1 試驗巷道生產地質條件

1.1 工程概況

永紅煤礦井田位于沁水煤田南部，主采煤層為山西組3號煤層，平均埋深287.29 m，平均厚5.98 m，傾角3°～6°，屬近水平煤層，地層綜合柱狀見圖1。

圖1 永紅煤礦地層綜合柱狀圖

3號煤層采用分層開采技術，上下分層采高均為3 m，上分層回采巷道采用雙巷布置與掘進技術，區段煤柱寬度20 m，上分層已基本開采完畢。如圖2所示，以3513下分層工作面回采巷道布置為例，說明下分層巷道布置要研究的問題。

圖2 永紅煤礦3513下分層回采巷道布置

對于A類區段煤柱，兩側均為采空區，根據以往開采經驗，回采巷道采用內錯布置，內錯距離9 m（圖中巷道a），結合沿空留巷技術，可回收煤柱下方的資源，滿足安全生產需要。

對于B類區段煤柱，一側為采空區，另一側為30 m寬井田邊界煤柱，若將下分層回采巷道布置在采空區側（圖中巷道b），則可避開煤柱應力集中的影響，巷道易于維護，但損失一定的煤炭資源。若布置在區段煤柱下方（圖中巷道c），則可多回收一定的煤炭資源，但巷道難于維護，問題的關鍵在于確定合理的外錯距離及支護技術。

1.2 巷道圍巖力學特性測試

選取3513下分層回采巷道煤層及頂底板巖層，制做試驗巷道圍巖力學性能測試試件。實驗采用MTS巖石力學剛性伺服機，測試內容包括單軸抗壓強度、單軸抗拉強度和剪切強度，部分測試結果見表1。

表1 單軸抗壓強度測試結果

實驗得出煤巖體的單軸抗壓強度＞抗剪強度＞單軸抗拉強度，抗剪強度大約為單軸抗壓強度的20%～40%，單軸抗拉強度大約為單軸抗壓強度的5%～15%。

2 一側采空煤柱下方底板應力分布和變形破壞規律

2.1 數值模型

以3513工作面生產地質條件為基礎，利用FLAC3D數值計算軟件，建立數值分析計算模型。模型空間上以3號煤層為中心，包括煤層頂底板一定厚度的巖層，體積為120×100×79（m3），給模型的x、y方向左右邊界面及z方向底邊界面施加固定，模型上端施加6.25 MPa的法向面力，側壓系數取1.2。

模型采用摩爾-庫侖破壞準則，依據3513巷道圍巖力學性能測試結果及經驗數據，確定本模型的煤巖層物理力學參數見表2。

表2 煤巖層物理力學參數

2.2 應力場分布規律

一側采空煤柱下方底板應力場分布如圖3所示，包括垂直應力、水平應力和剪應力。橫軸上-20～0 m在3513工作面下方，0～20 m在區段煤柱下方，20～50 m在邊界煤柱下方，縱軸高30 m，上分層底板處為縱軸原點。

圖3 一側采空煤柱下方底板應力場分布

垂直應力在煤柱中非對稱性分布，偏采空區側，在距煤柱邊緣6～8 m范圍內達到最大值30 MPa，集中系數3.6。最大水平應力位于區段煤柱邊緣（靠邊界煤柱側）下方5～8m范圍內，集中系數1.5。最大剪應力位于煤柱下方5～10 m范圍，剪應力“零”度線在采空區側擴散角為45°左右。在z=0 m即下分層回采巷道布置水平上，應力分布見下圖。

圖4 煤層底板處應力分布規律

在煤層底板水平上，煤柱內垂直應力偏采空區側分布，水平應力和剪應力偏邊界煤柱側，最大垂直應力集中系數2.8，最大水平應力集中系數1.4。在上分層回采巷道下方，垂直應力和水平應力均出現應力釋放現象，垂直應力釋放程度大于水平應力。

2.3 彈塑性區分布規律

彈塑性區分布見圖5，橫軸-20～0 m在3513工作面范圍，0～20 m在區段煤柱范圍，20～50 m在邊界煤柱范圍，縱軸高30 m，上分層底板處為縱軸原點。

圖5 一側采空煤柱下方彈塑性區分布

塑性區已貫通區段煤柱，以剪切破壞為主，煤柱中部塑性區高度達到4 m，偏采空區側塑性區分布范圍要大于偏邊界煤柱側。3513面采空區下方塑性區深度達到15 m，上分層回采巷道周圍塑性區為環形分布，巷道偏區段煤柱一側塑性區寬度大。

2.4 位移場分布規律

一側采空煤柱下方底板位移場分布如圖6所示，包括總位移、水平位移和垂直位移。

圖6 一側采空煤柱下方底板位移場分布

在3513上分層采空區周圍總位移量最大，達到200 mm，區段煤柱內總位移量在50～100 mm之間，邊界煤柱內總位移量基本小于30 mm。垂直方向上，煤柱下方煤巖層有向底板運動的趨勢，采空區下方煤巖層有向頂板運動的趨勢，“零”位移等值線基本沿采空區邊緣豎直向下。水平方向上，煤巖體運動趨勢不明顯，煤層底板處位移場分布情況見圖7。

圖7 煤層底板處位移場分布規律

垂直位移在煤柱下方為負值，即有向底板運動的趨勢，最大位移量55 mm，在采空區下方為正值，即有向頂板運動的趨勢。水平位移量較垂直位移量較小，導致總位移量基本等于垂直位移量。

3 下分層工作面回采巷道合理位置的確定

一側采空煤柱下方回采巷道若采用內錯式布置，巷道處于采空區下方，巷道易于維護，同時造成一定的煤炭損失；若采用外錯式布置，巷道處于煤柱下方，巷道難于維護，但可多回收一定寬度的煤柱，有必要對外錯式布置做詳細技術分析。

3.1 回采巷道支護方案

依據工作面的開采地質條件，提出采用錨網索+架棚聯合支護形式，見圖8。

圖8 下分層巷道支護方案模擬

頂板：錨網索+工字鋼棚護頂。錨桿規格：φ22 mm×22 00 mm，間排距：800 mm×800 mm，配合W型鋼帶。錨索規格：φ21.8 mm×12 000 mm，間排距為1 200 mm×1 600 mm，托板為300 mm×300 mm×16 mm。礦用11號工字鋼架棚支護，中部加中柱，每2排錨桿加固1排工字鋼棚，菱形金屬網規格：50 mm×50 mm。

兩幫：錨桿+鋼筋梯子梁護幫。錨桿規格：φ22 mm×2 200 mm，間排距：800 mm×800 mm，每排3根，托板規格150 mm×150 mm×10 mm，菱形金屬網規格：50 mm×50 mm。

3.2 圍巖變形特征與巷道位置的關系

巷道位置布置是否合理直觀反映在巷道圍巖變形程度上，圍巖變形程度的大小也是選擇巷道位置的最重要依據，巷道圍巖變形包括垂直位移和水平位移，一側采空煤柱下方回采巷道圍巖變形特征與巷道位置關系如圖9所示，x為回采巷道外錯距離。

頂底板移近量和兩幫移近量均呈鐘形分布，趨勢基本一致，在x=6～8 m范圍內，達到最大值，x=10～13 m范圍內，達到最小值并趨于緩和，巷道圍巖變形控制在400 mm左右，基本滿足生產要求。上分層和下分層回采巷道錨桿支護系統中，錨桿長度為2.2 m。若巷道右幫煤柱過窄，巷道開挖后使錨桿錨固在破碎圍巖中，錨固力下降，錨桿的支護作用降低，并且存在由于煤柱的破裂變形造成漏風的危險。這就要求巷道右幫煤柱的寬度大于兩順槽錨桿錨固合計范圍（4.4 m），綜合考慮決定選擇x=11 m作為下分層巷道的合理位置。

圖9 巷道圍巖變形特征與巷道位置關系

4 井下工業性試驗

掘進和回采期間對巷道圍巖進行了觀測，共布置8個觀測點，間距100 m，見表3。掘進期間頂底板和兩幫最大位移量基本控制在350～400 mm，一般掘出10 d后進入穩定階段，之后圍巖變形速度明顯下降，趨于穩定。回采期間，超前工作面20 m范圍內巷道圍巖變形有增大趨勢，但不明顯，應加強支護。

表3 掘進和回采期間圍巖變形/mm

5 結語

1）模擬了一側采空煤柱下方底板應力和變形破壞規律。應力分布在煤柱中有明顯的非對稱性，垂直應力集中偏采空區側，在距采空區邊緣6～8 m范圍內達到最大值，最大應力集中系數3.6。煤柱中塑性區已貫通，高度達到4 m，以剪切破壞為主。煤柱內煤巖體有向底板運動的趨勢，垂直位移量50～100 mm，水平運動趨勢不明顯。

2）對于一側采空煤柱下方回采巷道，提出了錨網索+架棚聯合支護的護方案，模擬了圍巖變形特征與巷道位置的關系，頂底板和兩幫移近量均呈鐘形分布，趨勢基本一致，外錯距離在6～8 m范圍內，圍巖變形量達到最大值，在10～13 m范圍內達到最小值并趨于緩和。考慮到巷道兩側煤柱的寬度大于錨桿錨固范圍（4.4 m），最終確定外錯距離11 m。

3）在3513下分層回風巷進行了工業性試驗，在掘進和回采期間對巷道表面位移進行了觀測，位移量控制在500 mm以內，也驗證了巷道位置選擇及支護參數的合理性。