佳峰煤矿极近距离煤层回采巷道布置及支护技术研究

丁雪峰

（山西离柳焦煤集团有限公司佳峰煤矿，山西 吕梁 032300）

1 工程概况

山西离柳焦煤集团有限公司佳峰煤矿主采10#和11#煤层间距较小，部分区域合并为一层，需进行合并开采。10#+11#煤层平均厚度6.4 m，煤层倾角0°～8°，煤层普氏系数f =1.5～2，容重1.35 t/m，如表1 所示。

表1 顶底板岩性

10#+11#煤层上方依次为均厚0.8 m 的泥岩、均厚1.68 m 的9#煤层和均厚6.87 m 的K2 石灰岩，下方为均厚4.0 m 的粘土泥岩。

目前准备布置的1114 工作面北邻1113 工作面采空区，东为矿井边界，南邻1115 工作面采空区，西为南轨道及胶带大巷，上覆为原0909 工作面采空区。1114 工作面切眼掘进宽度6.7 m，掘进高度2.6 m，净宽为6.5 m，净高为2.5 m，沿11#煤层底板掘进。1114 回采巷道掘进宽度4.7 m，掘进高度为2.7 m，净宽为4.5 m，净高为2.6 m，沿11#煤层底板掘进。

2 1114 回采巷道布置

结合矿井边界、上覆采空区情况，1114 工作面切眼布置方式有如下三种方案：内错布置于0909面采空区下、与0909 面切眼重叠布置、外错布置于边界煤柱下[1-5]，具体如图1。各布置方案的优缺点如下：

图1 1114 工作面切眼位置关系图

（1）内错布置时，错开的煤柱垂直应力较低，且处于0909 面边界煤柱对应的底板破坏带内，易进一步发生剪切破坏。因此，为了保证煤柱帮、煤柱的稳定性，内错距离应不小于8～10 m。该方案对应的切眼在开采之初不存在进出煤柱的问题，切眼围岩受9#煤层采动破坏，但是围岩应力水平较低，整体而言支护后顶板稳定，但顶板不能通过单轨吊运输重物。此外，该方案浪费煤炭资源。

（2）重叠布置时，煤柱帮及顶板处于0909 面边界煤柱对应的底板破坏带内，局部区域围岩处于应力集中区，围岩较破碎，但是支护后顶板整体能稳定。该方案对应的切眼破碎围岩区域较多，支护工作量增多，顶板不能通过单轨吊运输重物，但是不存在切眼附近进出煤柱的问题。此外，该方案提高了煤炭回采率。

（3）外错布置时，切眼尽量错开0909 切眼对应的边界应力集中区。由于边界煤柱的限制，最大错距为11.7 m，即切眼的工作面帮最大深入0909 面切眼边界煤柱内部5 m。结合前述松动圈观测中的分析，煤柱帮2.5～4.5 m 深度应力水平较高，同时结合理论分析，可推断0909 面切眼煤柱帮4.5 m 深度为应力峰值影响范围，5～8 m 深度为应力增高区，因此1114工作面切眼最优外错距离应大于8～10 m。结合实际情况，切眼外错11.7 m 布置时，切眼宽度横跨5～11.7 m 深度，局部区域受到高应力影响，但围岩较为完整，通过合理的支护也能满足支护要求。该方案对应的切眼，顶板可通过单轨吊运输重物。此外，该方案煤层回采率较高。

通过综合对比可知，外错11.7 m 布置1114 工作面开切眼为首选方案。因此1114 回采巷道布置如图2，回风顺槽与上覆9#煤层巷道重叠布置，运输顺槽布置于9#煤层0909 采空区下。

图2 1114 回采巷道位置关系图（m）

3 巷道支护

3.1 支护方案设计

根据相邻工作面的现场支护效果，1114 回采巷道支护参数设计如图3。顶板锚杆选用Φ22 mm×2400 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×800 mm，全部垂直顶板打设。为保证锚杆的整体支护效果，采用6500 mm×280 mm×3 mm 的W 钢带护顶。锚索规格为Φ21.6 mm×6300 mm，间排距为2200 mm×800 mm。回采巷道工作面侧锚杆选用Φ20 mm×2000 mm 的玻璃钢锚杆，间排距900 mm×800 mm，回采巷道煤柱侧选用Φ22 mm×2400 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×800 mm，最上一根锚杆距离顶板400 mm，垂直巷帮打设。

图3 巷道支护方案（mm）

3.2 支护效果分析

以煤层赋存条件为基础，借助FLAC3D数值模拟软件建立数值模型，对前述支护方案进行数值模拟，分析研究其支护效果。煤岩层物理力学参数见表1，建立模型如图4。

图4 数值计算模型及网格划分

如图4 所示，建立模型尺寸为长×宽×高=200 m×200 m×80 m，左右边界只约束x 方向上的位移，前后边界只约束y 方向上的位移，下部边界为全约束边界，上部边界施加5 MPa 的垂直应力。按照前述支护方案加设锚杆（索），当工作面回采后，距离工作面10 m 的巷道围岩应力、位移及塑性区范围如图5。

图5 支护效果模拟图

如图5 所示：

（1）围岩垂直应力分布云图中高应力集中区范围相比超前50 m时明显增大，应力峰值相对较高，应力降低区范围较小。巷道浅部围岩应力值较大且均匀，说明支护体-围岩系统的整体性得到增强，能起到抵抗深部围岩作用的效果。

（2）支护作用下，位移分布云图均呈现明显的煤-底板分界面，说明煤层松软，受工作面开采扰动，煤体相对变形较大。但巷道底板3～5 m 范围内围岩位移量不大，有利于维护巷道围岩稳定，同时对煤壁片帮也起到一定的抑制作用。

（3）巷道围岩最大主应力集中区均位于煤和底板的交接处，最大主应力降低区均位于巷道底板围岩处，因此最大主应力分布状态大致相同。从锚杆（索）应力分布来看，锚杆与锚索对围岩的作用范围内，杆体所受应力峰值为12 MPa，与巷道掘进初期及工作面超前50 m 处相比，增长幅度更大，说明当巷道位于超前支承压力峰值区域时，支护方式发挥的效应明显增加。总体来看，在工作面超前支承压力峰值区域内，充分发挥了锚索的悬吊作用，锚杆着力部位深入于底板坚硬岩层之内，增强了支护体-围岩的整体性，能适应于综放开采时工作面的扰动。

（4）巷帮煤壁侧4 m以外围岩塑性区范围较小，巷道两帮1～1.5 m 范围内受拉破坏的围岩范围也较少，说明当巷道位于工作面超前支承压力峰值区域内时，支护起到了明显作用。

4 现场试验

在1114 回风巷进行现场试验，对巷道围岩变形量进行现场监测，现场监测曲线如图6。

图6 巷道围岩变形量监测曲线

如图6 所示，在距离巷道掘进头40 m 后，巷道围岩基本处于稳定状态，两帮移近量及顶板下沉量基本不再发生变化，最终巷道两帮移近量最大值仅为10 mm，顶板下沉量最大值仅为6 mm，表明巷道布置合理，支护效果良好，可以满足现场的安全生产需求。

5 结论

本文以1114 工作面为工程背景，针对佳峰煤矿煤层群煤层间距较小，煤层间相互影响大的问题，采用理论分析、工程类比及数值模拟的方法，得到以下结论：

（1）最佳布置方案为：1114 工作面开切眼外错11.7 m 布置，回风顺槽与上覆9#煤层巷道重叠布置，运输顺槽布置于9#煤层0909 采空区下。

（2）最佳支护方案为：顶板锚杆选用Φ22 mm×2400 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×800 mm， 锚索规格为Φ21.6 mm×6300 mm，间排距为2200 mm×800 mm，回采巷道工作面侧锚杆选用Φ20 mm×2000 mm 的玻璃钢锚杆，间排距900 mm×800 mm，回采巷道煤柱侧选用Φ22 mm×2400 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×800 mm。

（3）经过现场试验，对1114 回风巷围岩变形进行现场监测，巷道顶板下沉量和两帮移近量均较小，表明巷道布置方案及支护方案合理，可以满足现场的安全生产需求。