永红煤矿下分层巷道布置及支护技术研究与应用

董合祥

（晋能控股集团有限公司，山西 大同 037003）

0 前言

分层开采是我国曾长期应用的一种厚煤层采煤法，随着大采高和放顶煤开采技术的发展，分层开采技术已少用，上分层工作面回采时若采用留区段煤柱方法，则下分层回采过程中存在应力集中区的问题[1-6]。对于区段煤柱在井田边界的特殊情况，下分层回采巷道布置于采空区下方，会造成一定的煤炭损失，布置于区段煤柱下方，巷道维护困难，但可以多回收一定宽度的煤柱[7-10]。本文基于永红煤矿下分层地质和开采技术条件，以巷道布置及支护设计为对象，研究了在边界区段煤柱影响下，底板煤岩层的应力和变形破坏规律，通过数值模拟和技术经济比较，确定了下分层回采巷道的合理位置和支护技术，并进行了工业性试验。

1 试验巷道生产地质条件

1.1 工程概况

永红煤矿井田位于沁水煤田南部，主采煤层为山西组3号煤层，平均埋深287.29 m，平均厚5.98 m，倾角3°～6°，属近水平煤层，地层综合柱状见图1。

图1 永红煤矿地层综合柱状图

3号煤层采用分层开采技术，上下分层采高均为3 m，上分层回采巷道采用双巷布置与掘进技术，区段煤柱宽度20 m，上分层已基本开采完毕。如图2所示，以3513下分层工作面回采巷道布置为例，说明下分层巷道布置要研究的问题。

图2 永红煤矿3513下分层回采巷道布置

对于A类区段煤柱，两侧均为采空区，根据以往开采经验，回采巷道采用内错布置，内错距离9 m（图中巷道a），结合沿空留巷技术，可回收煤柱下方的资源，满足安全生产需要。

对于B类区段煤柱，一侧为采空区，另一侧为30 m宽井田边界煤柱，若将下分层回采巷道布置在采空区侧（图中巷道b），则可避开煤柱应力集中的影响，巷道易于维护，但损失一定的煤炭资源。若布置在区段煤柱下方（图中巷道c），则可多回收一定的煤炭资源，但巷道难于维护，问题的关键在于确定合理的外错距离及支护技术。

1.2 巷道围岩力学特性测试

选取3513下分层回采巷道煤层及顶底板岩层，制做试验巷道围岩力学性能测试试件。实验采用MTS岩石力学刚性伺服机，测试内容包括单轴抗压强度、单轴抗拉强度和剪切强度，部分测试结果见表1。

表1 单轴抗压强度测试结果

实验得出煤岩体的单轴抗压强度＞抗剪强度＞单轴抗拉强度，抗剪强度大约为单轴抗压强度的20%～40%，单轴抗拉强度大约为单轴抗压强度的5%～15%。

2 一侧采空煤柱下方底板应力分布和变形破坏规律

2.1 数值模型

以3513工作面生产地质条件为基础，利用FLAC3D数值计算软件，建立数值分析计算模型。模型空间上以3号煤层为中心，包括煤层顶底板一定厚度的岩层，体积为120×100×79（m3），给模型的x、y方向左右边界面及z方向底边界面施加固定，模型上端施加6.25 MPa的法向面力，侧压系数取1.2。

模型采用摩尔-库仑破坏准则，依据3513巷道围岩力学性能测试结果及经验数据，确定本模型的煤岩层物理力学参数见表2。

表2 煤岩层物理力学参数

2.2 应力场分布规律

一侧采空煤柱下方底板应力场分布如图3所示，包括垂直应力、水平应力和剪应力。横轴上-20～0 m在3513工作面下方，0～20 m在区段煤柱下方，20～50 m在边界煤柱下方，纵轴高30 m，上分层底板处为纵轴原点。

图3 一侧采空煤柱下方底板应力场分布

垂直应力在煤柱中非对称性分布，偏采空区侧，在距煤柱边缘6～8 m范围内达到最大值30 MPa，集中系数3.6。最大水平应力位于区段煤柱边缘（靠边界煤柱侧）下方5～8m范围内，集中系数1.5。最大剪应力位于煤柱下方5～10 m范围，剪应力“零”度线在采空区侧扩散角为45°左右。在z=0 m即下分层回采巷道布置水平上，应力分布见下图。

图4 煤层底板处应力分布规律

在煤层底板水平上，煤柱内垂直应力偏采空区侧分布，水平应力和剪应力偏边界煤柱侧，最大垂直应力集中系数2.8，最大水平应力集中系数1.4。在上分层回采巷道下方，垂直应力和水平应力均出现应力释放现象，垂直应力释放程度大于水平应力。

2.3 弹塑性区分布规律

弹塑性区分布见图5，横轴-20～0 m在3513工作面范围，0～20 m在区段煤柱范围，20～50 m在边界煤柱范围，纵轴高30 m，上分层底板处为纵轴原点。

图5 一侧采空煤柱下方弹塑性区分布

塑性区已贯通区段煤柱，以剪切破坏为主，煤柱中部塑性区高度达到4 m，偏采空区侧塑性区分布范围要大于偏边界煤柱侧。3513面采空区下方塑性区深度达到15 m，上分层回采巷道周围塑性区为环形分布，巷道偏区段煤柱一侧塑性区宽度大。

2.4 位移场分布规律

一侧采空煤柱下方底板位移场分布如图6所示，包括总位移、水平位移和垂直位移。

图6 一侧采空煤柱下方底板位移场分布

在3513上分层采空区周围总位移量最大，达到200 mm，区段煤柱内总位移量在50～100 mm之间，边界煤柱内总位移量基本小于30 mm。垂直方向上，煤柱下方煤岩层有向底板运动的趋势，采空区下方煤岩层有向顶板运动的趋势，“零”位移等值线基本沿采空区边缘竖直向下。水平方向上，煤岩体运动趋势不明显，煤层底板处位移场分布情况见图7。

图7 煤层底板处位移场分布规律

垂直位移在煤柱下方为负值，即有向底板运动的趋势，最大位移量55 mm，在采空区下方为正值，即有向顶板运动的趋势。水平位移量较垂直位移量较小，导致总位移量基本等于垂直位移量。

3 下分层工作面回采巷道合理位置的确定

一侧采空煤柱下方回采巷道若采用内错式布置，巷道处于采空区下方，巷道易于维护，同时造成一定的煤炭损失；若采用外错式布置，巷道处于煤柱下方，巷道难于维护，但可多回收一定宽度的煤柱，有必要对外错式布置做详细技术分析。

3.1 回采巷道支护方案

依据工作面的开采地质条件，提出采用锚网索+架棚联合支护形式，见图8。

图8 下分层巷道支护方案模拟

顶板：锚网索+工字钢棚护顶。锚杆规格：φ22 mm×22 00 mm，间排距：800 mm×800 mm，配合W型钢带。锚索规格：φ21.8 mm×12 000 mm，间排距为1 200 mm×1 600 mm，托板为300 mm×300 mm×16 mm。矿用11号工字钢架棚支护，中部加中柱，每2排锚杆加固1排工字钢棚，菱形金属网规格：50 mm×50 mm。

两帮：锚杆+钢筋梯子梁护帮。锚杆规格：φ22 mm×2 200 mm，间排距：800 mm×800 mm，每排3根，托板规格150 mm×150 mm×10 mm，菱形金属网规格：50 mm×50 mm。

3.2 围岩变形特征与巷道位置的关系

巷道位置布置是否合理直观反映在巷道围岩变形程度上，围岩变形程度的大小也是选择巷道位置的最重要依据，巷道围岩变形包括垂直位移和水平位移，一侧采空煤柱下方回采巷道围岩变形特征与巷道位置关系如图9所示，x为回采巷道外错距离。

顶底板移近量和两帮移近量均呈钟形分布，趋势基本一致，在x=6～8 m范围内，达到最大值，x=10～13 m范围内，达到最小值并趋于缓和，巷道围岩变形控制在400 mm左右，基本满足生产要求。上分层和下分层回采巷道锚杆支护系统中，锚杆长度为2.2 m。若巷道右帮煤柱过窄，巷道开挖后使锚杆锚固在破碎围岩中，锚固力下降，锚杆的支护作用降低，并且存在由于煤柱的破裂变形造成漏风的危险。这就要求巷道右帮煤柱的宽度大于两顺槽锚杆锚固合计范围（4.4 m），综合考虑决定选择x=11 m作为下分层巷道的合理位置。

图9 巷道围岩变形特征与巷道位置关系

4 井下工业性试验

掘进和回采期间对巷道围岩进行了观测，共布置8个观测点，间距100 m，见表3。掘进期间顶底板和两帮最大位移量基本控制在350～400 mm，一般掘出10 d后进入稳定阶段，之后围岩变形速度明显下降，趋于稳定。回采期间，超前工作面20 m范围内巷道围岩变形有增大趋势，但不明显，应加强支护。

表3 掘进和回采期间围岩变形/mm

5 结语

1）模拟了一侧采空煤柱下方底板应力和变形破坏规律。应力分布在煤柱中有明显的非对称性，垂直应力集中偏采空区侧，在距采空区边缘6～8 m范围内达到最大值，最大应力集中系数3.6。煤柱中塑性区已贯通，高度达到4 m，以剪切破坏为主。煤柱内煤岩体有向底板运动的趋势，垂直位移量50～100 mm，水平运动趋势不明显。

2）对于一侧采空煤柱下方回采巷道，提出了锚网索+架棚联合支护的护方案，模拟了围岩变形特征与巷道位置的关系，顶底板和两帮移近量均呈钟形分布，趋势基本一致，外错距离在6～8 m范围内，围岩变形量达到最大值，在10～13 m范围内达到最小值并趋于缓和。考虑到巷道两侧煤柱的宽度大于锚杆锚固范围（4.4 m），最终确定外错距离11 m。

3）在3513下分层回风巷进行了工业性试验，在掘进和回采期间对巷道表面位移进行了观测，位移量控制在500 mm以内，也验证了巷道位置选择及支护参数的合理性。