近距離下位煤層巷道位置及支護方案應用研究

李海鵬

（中國平煤神馬集團十二礦，河南 平頂山 467000）

1 工程概況

平煤股份十二礦己16-17-31020 回風巷為己16-17-31020 采面的回風系統，巷道位于三水平西翼上部，南鄰己16-17-17200 采空區，北鄰己15-31040 采空區，東鄰己七二期四條下山，西鄰十礦、十二礦井田邊界。巷道上部己15-31020采空區及己15-31040采空區，與己15煤層層間距8～12 m，如圖1。己16-17煤層平均厚度1.9 m，頂底板巖性見表1。己16-17-31020 回風巷位于己15 煤層采空區下方，埋深948 m，采用直角梯形斷面，巷道寬度5.4 m。為提高其圍巖穩定性，需對其與上覆采空區區段煤柱空間合理位置及支護方案展開研究。

2 內錯巷道圍巖變形特征

己16-17-31041 運輸巷位于己15-31010 工作面采空區下方，與己15 煤層層間距8～12 m，開采技術條件、地質條件與己16-17-31020 回風巷基本一致，內錯區段煤柱10 m 布置，直角梯形斷面，低幫高度約2.5 m，高幫高度約3.5 m，采用錨網索支護，支護詳情如圖2（a），掘巷期間表面變形曲線如圖2（b）。成巷12～44 d 期間圍巖變形速度較快，成巷48 d 后圍巖變形減緩，頂底板及兩幫移近量分別達到241 mm、432 mm。分析可知，由于巷道埋深大，上覆采空區影響下頂板破碎嚴重，加之上方區段煤柱應力集中的影響，己16-17-31041 運輸巷圍巖破碎、地應力大，導致巷道圍巖出現較嚴重的變形破壞，且多處錨桿出現破斷、脫錨等現象，巷道與上覆采空區遺留煤柱的空間位置及支護設計不合理，無法控制圍巖的變形失穩。

圖2 己16-17-31041 運輸巷支護及變形特征

3 采空區下回采巷道合理位置分析

下位煤層工作面回采巷道布置方式分為內錯式、重疊式及外錯式[1-2]。內錯式布置時，工作面長度較短，煤柱寬度過大、回采率低、資源浪費。結合己16-17-31041 運輸巷工程實踐教訓，該布置方式不利于下位回采巷道的支護，因此己16-17-31020 回采面巷道不考慮采用內錯式布置方式。采用重疊式布置方式時，下位煤層與上位煤層回采巷道豎直方向上重疊布置，下位煤層回采巷道應力集中明顯，己16-17 煤埋深大、回采巷道斷面大，高應力作用下易引起圍巖的過度變形失穩。采用外錯式布置方式時，下位煤層回采工作面傾斜長度較大，有利于提高工作面回采率。為避免遺留煤柱對巷道圍巖穩定造成嚴重影響，需確定回采巷道與上位煤層區段煤柱的合理距離。己15 煤層采空區遺留區段煤柱寬度為7 m，結合礦井實際條件，設計己16-17-31020 工作面與上覆己15-31020 采空區采用外錯式布置方式。為避免上覆遺留煤柱影響下層回采巷道圍巖穩定，己16-17-31020 工作面兩側回采巷道應布置在己15 煤層遺留煤柱底板應力影響區域之外，與己15 煤層回采巷道的水平距離最小值可通過下式進行計算[3]：

式中：l為煤層間距，取8～12 m；δ為上覆煤層遺留煤柱壓力影響角，為40°；LB為上位煤層開采對采空區下巖層的水平破壞范圍，基于滑移線場理論計算得到其數值為10.6 m。由式（1）計算可得Xmin變化范圍為20.1～24.88 m。由此可知，己16-17-31020 回風巷與上覆己15 煤層采空區區段煤柱水平距離應不小于24.88 m，設計己16-17-31020 工作面運輸巷及回風巷與上覆煤柱邊緣的水平距離為25 m。

4 回采巷道錨網索支護模擬分析

己16-17-31020 回風巷外錯上部己15 煤層區段煤柱25 m 布置，巷道正上方對應己15 煤層采空區，圍巖較破碎。為考察巷道布置空間層位的合理性及支護的效果，運用FLAC3D計算機模擬分析軟件建立圖3 所示的三維模型[4]，分析不同支護方案條件下圍巖的變形破壞特征。以己16-17-31020 運輸巷的工程實際為原型，己15 煤層與己16-17 煤層間巖層厚度為8 m，模型幾何尺寸長、寬、高=500 m、340 m、110 m，采用庫倫—摩爾本構模型進行計算。己15煤層厚度為1.5 m，回采工作面間區段煤柱寬度為7 m，己16-17 煤層厚度1.9 m，模擬時首先進行上部己15 煤層回采工作面的開挖，計算平衡后進行下部己16-17 回風巷的開挖與支護。結合平煤十二礦回采巷道原有支護方案，初步設計三種巷道支護方案，所用錨桿、錨索規格相同，頂錨桿Φ22 mm×2600 mm，錨索Φ22 mm×6500 mm，幫錨桿Φ20 mm×2400 mm。方案一：頂錨桿間排距700 mm×800 mm，錨索間排距1400 mm×1600 mm，幫錨桿750 mm×800 mm；方案二：較方案一將兩幫錨桿排距增大為1000 mm，頂板錨索間距減小為1200 mm；方案三：較方案一將頂板錨索間距減小為1200 mm。通過數值模擬計算得到上述三種支護方案條件下己16-17 回風巷外錯25 m 掘進時巷道表面最大變形量見表2。分析可知，不同支護方案條件下，掘巷階段巷道表面變形量存在較大的差異。總體而言，三個支護方案條件下，巷道表面變形量均在設計允許的合理范圍內。由此說明，將己16-17 回風巷外錯上覆采空區遺留煤柱25 m 布置較合理，有利于圍巖穩定。支護方案一條件下，巷道表面變形量相對較大，方案三條件下巷道表面變形量最小。結合礦井實際工程地質條件，設計采用支護方案三來控制巷道圍巖的變形。

表2 巷道圍巖表面位移變化特征 mm

圖3 數值計算模型

5 己16-17-31020 回風巷支護及效果分析

結合上述理論分析計算及數值模擬研究結果，將己16-17 回風巷布置在己15-31040 采空區下方，與遺留煤柱邊緣的平距為25 m，沿己16-17 煤層頂板掘進，具體支護方案如圖4（a）。在己16-17 回風巷掘巷階段布設圍巖變形量及頂板離層量監測站，監測結果如圖4（b）、（c）。監測的前24 d 內巷道表面變形量增長迅速，在24～42 d，巷道表面變形速度逐漸減小為零，在42～60 d，頂底板、兩幫移近量不再變化，頂底板移近量穩定在56 mm，兩幫移近量穩定在81 mm，表面變形量微小，滿足工程實際的要求。根據頂板離層指示儀測量數據可知，掘巷階段頂板巖層發生輕微的離層，深部與淺部基點離層值存在微小的差值，表明頂板整體性和穩定性良好。綜上可得，己16-17 回風巷外錯25 m 時巷道得到了較好控制。

圖4 巷道支護及礦壓監測結果

6 結語

以平煤十二礦己16-17-31020回風巷為工程背景，基于理論分析計算結果并結合現場實際條件，確定下位煤層回采巷道外錯上區段遺留煤柱25 m 布置，通過數值模擬分析確定最佳的支護方案參數，驗證了巷道布置方位的合理性，己16-17-31020 回風巷掘巷階段圍巖控制效果良好。