厚煤层双向凹字型布巷系统应用研究

郭灵飞,赵晓晖

(1.内蒙古科技大学 矿业与煤炭学院，内蒙古 包头 014010；2.鑫达黄金矿业有限责任公司，内蒙古 包头 014000)

厚煤层双向凹字型布巷系统[1]是一种新型工作面巷道布置系统，工作面内区段进风平巷、区段回风平巷、开切眼和设备回撤巷等巷道均沿煤层中的稳定层布置，在工作面长度方向和推进方向上均形成凹字型，易于巷道掘进与支护，利于瓦斯排放、减少煤柱宽度等优点，该布巷系统示意如图1所示。

本文将该布巷系统应用到斜沟煤矿21采区，设计巷道锚固方案，确定工作面主要参数，分析巷道围岩稳定性以确定工作面参数和设计支护方式的合理性。

1 工程地质概括

斜沟井田位于山西省兴县县城以北50 km处岚漪河两侧，行政区划隶属于兴县魏家滩镇，局部位于保德县南河沟镇，其地理坐标为：东经111°05′30″～111°08′33″，北纬38°32′40″～38°44′39″，区域构造简单，总体为一走向近南北倾向西的单斜构造，倾角6～16°，局部为20°，断裂少见，在区域的北西部有九元坪—杨家塔背斜和九元坪向斜。

图1 厚煤层双向凹字形巷道布置

试验采区为斜沟煤矿为21采区，南北长6.5～11.4 km，东西宽约2.0 km，面积约17.9 km2。工业储量22 979万t，可采储量为18 103 万t，所采13号煤层属太原组下部，煤层厚度6.0～17.0 m，平均14.0 m，平均埋深400 m，煤层倾角平均10°，具有爆炸性，不易自燃，属低瓦斯矿井，从30个钻孔柱状图上看，整个煤层存在3层比较稳定夹矸，煤层结构为3.55(0.3)4.15(0.4)3.35(0.25)2.0。

工作面采用综放一次采全厚工艺。

2 厚煤层双向凹字型布巷的工作面巷道支护设计

斜沟煤矿21采区工作面巷道为5 000 mm×4 000 mm矩形巷道，支护设计断面示意如图2所示，具体支护参数如下：

顶板锚杆高强度锚杆螺纹钢，直径20 mm，长度2 200 mm，间排距950 mm×900 mm，距巷帮125 mm，边锚杆向巷帮侧倾斜20°，每排布置6根顶板锚杆。

顶板锚索采用7股钢绞线，直径17.8 mm，长度8 000 mm，间排距1 425 mm×1 800 mm，距巷帮1 075 mm，边锚索向巷帮侧倾斜20°，采用300 mm×300 mm×16 mm的穹形多功能钢板托板。

顶板网采用12号铅丝编制的40 mm×40 mm的菱形金属网，网片尺寸为4 400 mm×1 000 mm，网片间搭接100 mm，每隔200 mm联网两道。

两帮锚杆采用高强度锚杆螺纹钢，直径20 mm，长度2 200 mm，间排距850 mm×900 mm，上部锚杆距顶板300 mm，并向上倾斜20°，下部锚杆距底板300 mm，并向下倾斜20°。

两帮网采用12号铅丝编制的40 mm×40 mm的菱形金属网，网片尺寸为3 000 mm×1 000 mm。网片间搭接100 mm，每隔200 mm联网两道。

图2 巷道支护断面(mm)

3 厚煤层双向凹字型布巷的工作面主要参数的研究

3.1 厚煤层双向凹字型布巷的稳定层位置的确定

21采区开采13号煤层，13号煤层结构为3.55(0.3)4.15(0.4)3.35(0.25)2.0，由此可知，在距煤层底板3.85 m、8 m、12 m的位置分别赋存有1层较稳定的夹矸，可以作为稳定层位置的选择。距煤层底板3.85 m的0.3 m夹矸层基本位于机采范围，且巷道高度4 m，不宜选择稳定层的位置。

《厚煤层双向凹字型布巷系统的稳定层位置研究》[2]中研究表明，影响稳定层位置选择的因素有：煤体不同层位的强度和裂隙；煤层中较稳定夹矸的厚度和位置；煤炭回收率；巷道顶板锚索是否能进入坚硬致密的岩层等，并考虑对巷道围岩稳定性影响。最终确定稳定层位置为距煤层底板8 m。

3.2 厚煤层双向凹字型布巷的工作面长度的确定

《厚煤层双向凹字型布巷系统的工作面长度研究》[3]中研究表明：

1) 当稳定层距煤层底板8 m时，要使工作面长度方向煤炭损失率小于2%，工作面长度需大于200 m。

2) 工作面长度在0～300 m之间时，随着长度的增加，工作面煤壁前方支承应力明显增加，对顶煤破碎起到明显效果，工作面超过300 m后，工作面前方支承应力增值变化缓和，几乎没有明显增加，当工作面长度为300 m时，沿工作面全长支承压力峰值大于煤的单轴抗压强度的区段所占比例分别为80.5%.

结合21采区赋存实际、工作面产能以及采放工艺等影响因素，最终确定工作长度为300 m。

3.3 厚煤层双向凹字型布巷的工作面推进长度的确定

厚煤层双向凹字型巷道布置采煤方法沿工作面推进方向下切、变平和上爬采煤，在初采和末采均遗留了三角煤，而且在初采期间因支承压力小，顶煤不易垮落，或垮落块度过大，均不易放出，固有8～12 m左右的顶煤被丢失在采空区。通过推进方向上的煤炭损失率反算工作面的推进长度。

1) 工作面的初采损失率：

当3.732(Hw-b)≤Lc时，初采损失率为：

(1)

当3.732(Hw-b)>Lc时，初采损失率为：

(2)

2) 工作面的末采损失率：

当3.732(Hw-b)≤Lm时，末采损失率为：

(3)

当3.732(Hw-b)>Lm时，初采损失率为：

(4)

3) 工作面初末采损失率：

ηcm=ηc+ηm

(5)

公式(1)～(5)中：ηcm为工作面的初末采损失率；ηc为工作面初采损失率；ηm为工作面末采损失率；Hw为稳定层距煤层底板的距离，m；n为放煤比率；Hd为损失的顶煤厚度,m；H为煤层厚度，m；Lc为初采工作面的推进长度,m；Lt为工作面的总推进长度，m；Lm为末采工作面的推进长度，m。

从初末采损失率计算公式(5)可以看出，随着工作面推进长度的增加，初末采损失率减少，由公式(5)可以反推出，要使初末采损失率小于2%时，工作面需推进的长度最小。

结合21采区的赋存实际，确定工作面一翼的推进长度3.2～5.5 km，初末采损失率小于2%.

3.4 厚煤层双向凹字型布巷的区段煤柱宽度的确定

《厚煤层双向凹字型布巷系统区段煤柱合理宽度研究》[4]中分析了不同煤柱宽度下，工作面巷道掘进期间的屈服破坏、垂直和水平应力和顶底板移近量和两帮移近量，以及巷道采动期间的顶底板和两帮移近量，由其研究成果可得，斜沟煤矿21采区厚煤层双向凹字型布巷的区段煤柱合理宽度为8 m。

4 厚煤层双向凹字型布巷支护方案和工作面参数合理性的数值模拟研究

本次模拟采用FLAC3D，以斜沟煤矿13号煤层顶底板的地质力学参数为基本依据。区段进风巷和区段回风巷均为宽×高=5 m×4 m的矩形巷道，均沿煤层的稳定层掘进，稳定层位置距煤层底板8 m，区段煤柱留设8 m，工作面长度300 m。

由于对称性在数值模拟中取一半，模型的长×宽×高=158 m×140 m×99.6 m，模型划分55 860个单元，61 620个结点。

4.1 掘进期间的围岩稳定性

4.1.1 围岩的屈服破坏特征

图3为巷道围岩屈服破坏特征。顶板小范围内出现破坏，破坏深度0.5 m，两帮仅在上下角部分出现破坏，破坏深度0.5 m，底板破坏深度为0.53 m。从屈服破坏单元分布上看，巷道在所设计的支护方案和工作面参数下，十分稳定。

图3 掘进期间屈服破坏单元分布

4.1.2 围岩的位移特征

在巷道掘进期间，顶底板移近量为0.98 mm，两帮移近量为0.33 mm。

从屈服破坏、应力分布以及顶底板和两帮移近量来看，掘进期间，巷道在所设计的支护方案和工作面参数下，十分稳定。

4.2 采动期间的围岩稳定性

图4为超前煤壁50 m、10 m处巷道围岩的屈服破坏单元，图5为巷道顶底板和两帮移近量随回采工作面煤壁至巷道测点距离变化的曲线。

图4 超前煤壁不同距离处，屈服破坏单元分布

图5 顶底板和两帮移近量随工作面煤壁距巷道测点距离的变化

由图4可知，巷道围岩的破坏随着超前煤壁距离的减少，顶板、两帮的破坏程度都在增大；超前煤壁10 m时，顶板破坏深度1.5 m，两帮破坏深度1.5 m，底板破坏深度1.3 m，破坏区域均在锚杆控制范围内，围岩是稳定的；由图5可知，在从采动过程中，顶底板移近量在0.98～41.12 mm之间变化，两帮移近量在0.33～12.79 mm之间变化，都在巷道允许的变形范围内；说明所设计的支护方案和工作面参数是合理可靠的。

5 结 语

1) 设计了斜沟煤矿21采区的5 m×4 m巷道支护方案；

2) 确定了斜沟煤矿21采区厚煤层双向凹字型布巷的工作面主要参数：针对斜沟煤矿21采区煤层赋存情况，确定了稳定层距煤层底板8 m，工作面长度300 m，确定工作面一翼的推进长度3.2～5.5 km，工作面区段煤柱宽度8 m，此时工作面端头煤损失率和初末损失率均小于2%，顶煤破碎率大于80.5%；

3) 应用数值模拟分析了厚煤层双向凹字型布巷的巷道稳定性，通过研究掘进期间和采动期间围岩破坏程度和位移特征，表明所设计的支护方案和工作面参数是合理的。