浅埋近距离煤层区段煤柱下双巷布置可行性研究

吕情绪

(神华神东煤炭集团有限责任公司 技术研究院， 陕西 神木 719315)

0 引言

随着煤炭资源逐步开采，越来越多的煤矿面临近距离煤层开采问题。开采上煤层时，下煤层巷道受上煤层影响较大，巷道围岩受到破坏，严重制约了矿井的高产高效[1-4]。

徐敬民等[5]研究了浅埋煤层动载矿压问题，揭示了动载矿压发生机理，并提出了有针对性的防治措施。鞠金峰等[6-7]针对浅埋近距离煤层工作面频繁出现的压架灾害进行研究,提出了以促使关键块体提前回转、阻止和破坏其回转为思路的压架灾害防治措施。许家林等[8]就浅埋近距离煤层重复采动关键层结构失稳与动载矿压机理进行了深入研究，提出了近距离煤层重复采动关键层结构失稳控制与防范措施。谢小平等[9]、杨国枢等[10]研究了近距离煤层二次采动对巷道围岩变形的影响。段晓博等[11]分析了近距离煤层同采工作面底板破坏深度特征。郭敏[12]研究了近距离煤层群上下煤层工作面同采时的合理错距。上述文献针对浅埋近距离煤层开采工作面强矿压机理、下煤层巷道围岩控制、底板破坏深度、同采工作面合理错距等方面展开研究，但目前涉及近距离煤层开采煤柱下双巷布置合理性的研究很少。

本文以神东矿区某煤矿为工程背景，针对近距离煤层工作面协调开采时下煤层巷道布置问题，通过数值模拟、物理模拟、现场实测方式，分析了双巷布置形式下巷道围岩变形情况，研究了该布置形式的可行性。

1 试验工作面基本情况

神东矿区某煤矿三盘区1-2上煤层和1-2煤层间距为0.8～12 m，属于近距离煤层开采条件。1-2上煤层平均厚度为3.0 m，1-2煤层平均厚度为3.18 m，埋深为106 m，上覆基岩厚度为90 m，风积沙厚度为10 m。因矿井采掘接续紧张，三盘区下煤层工作面按照一定的滞后距与上煤层工作面同步开采，已安全采出多个工作面。考虑到三盘区边界煤层群间距逐渐变小，最小值仅为0.8 m，将下煤层巷道布置在上煤层采空区下时，若采用传统的架棚支护方式势必严重影响矿井高效生产；如果采用单巷掘进，由于工作面走向长度达4 500 m，则巷道采掘通风难度较大。经综合考虑，确定采用神东矿区成熟的双巷掘进模式，在上煤层留设宽度为35 m的区段煤柱，在煤柱下各外错4 m布置下煤层双巷，如图1所示。

图1 下煤层双巷布置Fig.1 Double-roadway layout in hypogynous coal seam

12314回风巷(巷道3)宽度为5.6 m，12315运输巷(巷道4)宽度为5.5 m，均采用锚杆、锚索及金属网联合支护。其中锚杆间排距为1.1 m×1.2 m，每排打6根φ16 mm×2 100 mm锚杆；锚索间排距为2.8 m×3.0 m，每排打2根φ15.24 mm×6 500 mm 锚索。由于三盘区上下煤层工作面同步开采，导致巷道4先后经历上煤层2个工作面、下煤层邻近工作面及本工作面4次采动影响，需要提前开展该类条件下巷道布置的可行性研究。

2 数值模拟分析

2.1 数值模型及模拟方案

根据该矿地质条件，确定FLAC3D数值模型尺寸为500 m×500 m×106 m(长×宽×高)。模型中上下煤层采高均为3 m，煤层间距为2 m，上煤层留设区段煤柱宽度为35 m；下煤层巷道3、巷道4与上煤层区段煤柱边界的外错水平距离为4 m。采用摩尔-库伦弹塑性屈服准则本构关系，模型中各岩层力学参数见表1。

表1 岩层力学参数Table 1 Mechanical parameters of rock strata

制定2种模拟方案。方案1根据该矿下煤层巷道实际布置情况，在100 m埋深条件下分析下煤层巷道受多次采动影响后的变形特征，考察双巷布置的可行性。方案2在方案1基础上，在模型顶部分别给定2.5，5.0 MPa均布载荷(对应模拟200，300 m 埋深条件)。在下煤层巷道4中部布置巷道变形监测点，同时在上下煤层的煤柱中各布置1条垂直应力监测线。

2.2 数值模拟结果

2.2.1 100 m埋深条件下下煤层巷道变形特征

近距离煤层开采时通常待上煤层开采完毕且运动稳定后再依次开采下煤层。为掌握下煤层巷道4分别受上煤层工作面1、工作面2及下煤层邻近工作面3的采动影响程度，数值模拟分析100 m埋深条件下巷道4受上下煤层工作面3次采动影响后的变形情况，结果如图2所示(定义监测点位于工作面前方时距离为负值)。可看出下煤层工作面3开采对巷道4的影响最大，上煤层2个工作面开采对巷道4影响不大，最终巷道4受上下煤层3次采动影响后顶底板累计移近量为180 mm，两帮累计移近量为118 mm，巷道总体保持良好，满足本煤层工作面4安全开采要求。

(a) 顶底板

2.2.2 不同埋深条件下下煤层巷道变形特征

考虑到该矿上下煤层工作面按照500 m左右错距同步开采的实际情况，模拟先开采工作面1和工作面3、再开采工作面2和工作面4的情况。不同埋深条件下巷道4受4次采动影响后的变形情况如图3所示。可看出巷道4受工作面1和工作面3采动影响的变形量较小，当工作面1和工作面3采完后，巷道4在100，200，300 m埋深条件下对应的顶底板累计移近量分别为48，69，104 mm。但当工作面2和工作面4同步开采时，巷道4在200，300 m埋深条件下的顶底板累计移近量达2.5 m以上，严重影响了工作面4安全开采。可见埋深较大时，在35 m区段煤柱下已经不适合进行双巷布置。

图3 不同埋深条件下巷道4受采动影响变形情况Fig.3 Displacement of No.4 roadway influenced by mining under different cover depths

下煤层区段煤柱所受支承应力分布及双巷围岩塑性区破坏情况如图4、图5所示。从图4可看出，随着埋深增大，下煤层区段煤柱所受支承应力峰值不断增大，支承应力曲线由马鞍形转变为驼峰形；100，200，300 m埋深对应的应力峰值分别为9.2，20.1，24.5 MPa。从图5可看出，在100 m埋深条件下，巷道围岩塑性区破坏范围仅为0.5 m，当埋深达到300 m时，下煤层双巷之间的煤柱塑性区已完全贯通，表明煤柱存在失稳现象，此时极不利于巷道维护和使用。上述研究表明该矿三盘区特定埋深条件下在煤柱下布置双巷是可行的。

图4 下煤层煤柱支承应力分布曲线Fig.4 Abutment stress distribution curves of coal pillar in hypogynous coal seam

3 物理模拟分析

对照该矿地质条件建立物理模型，尺寸为2.5 m×0.25 m×1.3 m(长×宽×高)，煤层间距为2 m。模型几何相似比为1∶100，下煤层巷道宽度为5.5 m。在巷道周边及上煤层顶界面布置位移监测点。模拟上煤层工作面1、工作面2和下煤层工作面3开采对巷道4的变形影响，结果如图6所示。

(a) 工作面1开采

物理模拟结果表明，上煤层工作面1和工作面2开采对下煤层双巷变形影响较小，仅为50～80 mm,且巷道4在下煤层工作面3开采后仍保持完好，满足实际生产要求。

4 现场实测

对该矿区段煤柱下双巷变形情况进行现场实测，在距下煤层工作面4切眼(12315切眼)132 m处每隔10 m布置1个观测点，共布置4个，如图7所示。实测发现， 工作面4开采至距1号观测点80 m时，巷道开始出现移动变形；开采至40 m时变形速度加快，但累计变形量不大，实测巷道4顶底板累计移近量为32 mm，两帮累计移近量为24 mm，巷道断面尺寸总体稳定，满足工作面安全高效生产需要。

图7 巷道变形观测点布置Fig.7 Layout of roadway displacement measuring points

5 结语

为了实现神东矿区某煤矿浅埋近距离煤层工作面同步高效开采，在上煤层留设35 m宽煤柱下布置下煤层双巷，采用锚杆、锚索联合支护代替特近距离开采时传统的架棚支护方式。数值模拟和物理模拟结果表明，在该矿三盘区特定地质条件下，下煤层巷道4虽受多次采动影响，但巷道变形量总体控制在200 mm以内;实测结果表明顶底板累计移近量为32 mm，两帮累计移近量为24 mm，巷道总体稳定，满足综采工作面安全生产需要。