极近距离下位煤层开采巷道布置优化和支护技术研究

韩志敏

（同煤集团四台矿，山西 大同 037003）

1 工程概况

大同煤矿集团有限责任公司四台矿12#煤层的8215工作面即将进入准备阶段，12#煤层均厚1.80m，煤层倾角0°～10°，平均为4°，工作面倾斜长度150m，走向长度1600m。12#上部为已经回采完毕的11#煤层，12#与11#煤层间距最小1.74m，最大3.98m，平均2.46m。8215工作面地面相对位置南部为拒墙煤矿，西部为碾盘沟联营煤矿，东部为黄土坡煤矿，北为北辛窑煤矿。8215上覆有四台矿11#煤层的8215工作面和8214工作面采空区，地面位置有废弃小窑井筒。为了更加合理的确定8215工作面回采巷道的位置及支护方式，为工作面的安全开采提供保障，针对四台矿12#煤层8215工作面具体的地质条件进行了相关研究。

表1 工作面顶底板岩性特征

2 上部煤层开采底板损伤数值模拟分析

为详细了解四台矿11#煤层开采对于下位12#煤层的具体影响，采用FLAC3D数值模拟软件，以该矿的11#煤层8215和8214工作面回采为工程背景，研究分析11#煤层开采对于下部岩层的损坏情况。煤岩体采用摩尔—库伦本构模型，模型尺寸长×宽×高=125×1×80m。11#煤层工作面采高3.5m，平均埋深为200m，12#煤层与11#煤层间距为2.5m。上位的11#煤层开挖后采用一次性换充填材料模拟采空区冒落矸石[1]，开挖示意图及数值模拟模型如图1所示。四台矿11#煤层开采时工作面之间的区段煤柱宽度变化较大，煤柱宽度在5～30m之间，因此设计模拟方案为11#煤层8215和8214工作面之间煤柱宽度分别为5～25m之间变化，1m为一个梯度，进行11#煤层两个工作面的回采。

图1 模拟方案示意图

图2 11#煤层采动对于底板岩层的塑性破坏情况

不同煤柱宽度条件下11#煤层开采围岩塑性区分布模拟结果如图2所示，由于篇幅所限，仅展示典型的结果。根据模拟结果可知，11#煤层回采引起底板岩层的破坏形式以剪切破坏为主，塑性区存在明显的两层未发生破坏的岩层，研究表明为岩性较好的砂岩。采空区下方煤岩体破坏深度达35.6m，区段煤柱下方岩层的塑性破坏范围较小，底板塑性区在空间上的形状近似漏斗型，随着煤柱宽度的增加，煤柱内及下方煤岩体的塑性变形范围逐渐减小。当煤柱宽度小于8m时，煤柱完全进入塑性状态，并且煤柱下砂岩出现明显的破坏；当煤柱宽度为12m时，煤柱下方岩层完整性良好；当煤柱宽度大于12m时，煤柱内存在一定宽度的未破坏区域，煤柱下方煤岩体完整性良好。

3 极近距离下部煤层开采巷道围岩控制原理及应用

近距离煤层下行开采，合理的巷道位置很大程度上取决于与上层采空区、保护煤柱的空间位置关系[2～3]。根据数值模拟结果可知，12#煤层由于11#煤层采动的影响，在11#煤层采空区下的煤岩体破碎严重，煤柱下煤岩体完整性良好。11#煤层8215工作面与8214工作面之间区段煤柱宽度为18m，因此将12#煤层的8215回风顺槽布置在11#煤层煤柱下方，8215运输顺槽布置在采空区下方。根据模拟结果可知，采空区下的8215运输顺槽围岩将破碎较为严重，而8215回风顺槽围岩完整性较好，因此设计采用不同的围岩控制技术进行巷道的支护。

3.1 采空区下巷道围岩控制

8215运输顺槽原设计断面为矩形，尺寸宽×高=4.2×3.2m，将其断面优化为梯形，梯形断面顶板宽度减小为4.0m，减少采空区下巷道顶板的跨度，提高顶板的稳定性。采用全长锚固锚杆使巷道顶板形成一个整体性较好的锚固体，在肩角通过桁架支护技术形成楔形锚固区，构建一个顶板楔形加固区，并提高两帮煤壁的支护强度达到减跨稳顶的目的[4]。

12#煤层8215运输顺槽为梯形断面，巷道顶板净宽度为4.0m，底板宽度为5.0m，采用锚架棚联合支护。梯形棚采用11#工字钢加工而成，顶梁长度为4.0m，棚腿长3.5m，棚腿下部焊接长宽为300mm的正方形钢板，棚与棚间距为700mm。顶板采用Ф22×1400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合钢筋网、菱形金属网、W型钢带联合支护，每排布置五根，锚杆间排距为875×700mm，钢带尺寸为4200×210×3mm。两帮采用Ф22×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合菱形金属网进行支护，锚杆间排距为800×700mm，靠近顶板的锚杆距离顶板400mm。锚杆锚固剂选择凝结速度为快速和中速的树脂药卷，顶板和两侧帮壁锚杆采用药剂为K2340、Z2360各一支。12#煤层8215运输顺槽详细的支护参数如图3所示。

图3 8215运输顺槽支护详情

3.2 煤柱下巷道支护方案及参数

12#煤层8215回风顺槽断面尺寸宽×高=4.2×3.2m，巷道布置在11#煤层8215与8214工作面之间的区段煤柱下方，根据数值模拟结果可知，巷道围岩并不会由于11#煤层采动的影响严重破坏，其稳定性仍较好，因此设计采用常用的锚杆、锚索及钢筋网、W型钢带联合支护，顶板采用Ф22×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为875×900mm，每排五根锚杆均垂直顶板安装，每隔两排锚杆布置一排锚索，锚索选用Ф21.6×8000mm的高强锚索，采用三花布置，间排距为2800×1800mm，顶板锚索锚固剂使用快速K2340一支和Z2360三支，锚杆采用锚固剂为K2340、Z2360各一支，顶板采用直径为6.5mm的钢筋网，网孔大小为100mm。两帮锚杆型号与顶板相同，间排距为1600×900mm，距离顶板300mm，每隔一排锚杆布置一排Ф21.6×3000mm的高强锚索，两侧锚杆锚索交替布置，锚索间排距为1600×1800mm。12#煤层8215回风顺槽支护详情如图4所示。

图4 8215回风顺槽支护方案

4 现场应用效果

为考察支护方案的围岩控制效果，12#煤层8215运输顺槽和回风顺槽掘进施工阶段设立围岩位移观测点，监测成巷后围岩的位移情况，整理结果如图5所示。根据现场矿压观测结果可知，采空区下的8215运输顺槽成巷后两帮最大移近量为50mm，顶底板最大移近量为45mm，煤柱下的8215回风顺槽两帮最大移近量为28mm，顶底板最大移近量为21mm，巷道围岩整体上稳定性很好，取得了良好的支护效果。

5 结 论

根据四台矿12#煤层8215工作面具体的地质条件，通过数值模拟及理论分析得知，11#煤层开采对于底板岩层的扰动破坏深度约为35.6m，采空区下的12#煤层煤岩体发生明显的塑性破坏；煤柱宽度小于12m时，煤柱下方煤岩体存在塑性破坏区；煤柱宽度大于12m时，下方煤岩体较完整。据此设计采空区下12#煤层8215运输顺槽采用锚杆架棚联合支护，煤柱下8215回风顺槽采用传统的锚网索支护，巷道掘进过程中进行围岩位移监测，监测结果表明，巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内，取得良好的应用效果。

图5 围岩位移监测结果