极近距离煤层群下部9号煤层巷道支护参数的模拟研究

杨 波

(山西忻州神达大桥沟煤业有限公司，山西 忻州 036500)

1 前言

在极近距离多煤层群开采中，下部煤层顶板的完整性受到上部煤层开采时的损伤影响，上部煤层开采后，下部煤层上方为上部煤层开采后顶板垮落的矸石和上部煤层开采后遗留的区段煤柱。在原岩应力和上部煤层采动影响作用下，上部煤层遗留的煤柱上的支承压力和顶板垮落的矸石对底板岩层和煤层产生一定程度的破坏，底板岩层和煤层在受到应力集中、扩散、变化等演化过程，上部煤层开采平衡后在底板岩层中形成一定的应力分布状态。在下部煤层开采时，工作面极易发生顶板冒落，回采巷道的围岩移近量大，支护困难，矿压显现十分明显，因此近距离煤层巷道支护的合理性对于矿井合理的利用资源、延长生产年限、保持矿井安全高效生产和持续稳产具有重要的意义[1]。

2 工程概况

山西忻州神达大桥沟煤业有限公司为2009年兼并重组单独保留矿井，开采煤层为8～13号煤层，生产规模90万t/a。该矿现为生产矿井，开采上组8号煤层，该煤层资源即将开采殆尽，为保证矿井正常采掘接替，必须尽快部署矿井中组煤的开拓工作，保证矿井水平接续。矿井中组煤包括9号、10号、11号三层煤，属于极近距离煤层群，采用联合布置，分层开采，利用10号煤层三条盘区巷道开拓9号、10号、11号中组煤。通过回风、运输石门联巷与9号、11号煤层联通，布置回风、运输顺槽及回采工作面，三层煤层顺槽巷道采用错位布置，9号、10号煤层内错布置，11号煤层外错布置。

9号煤层位于太原组上部，上距8号煤层14.85～30m，平均23.14m，煤层厚度0～4.85m，平均厚度2.02m，煤层结构较简单顶板为粗、细砂岩、泥岩，底板为泥岩。9号煤层直接顶板是S2砂岩，厚度较大，在部分钻孔中有0.20m左右的炭质泥岩、粉砂岩、黏土岩伪顶，顶板节理、裂隙较发育，经钻孔取样力学试验，砂岩抗压强度26.7～37.8MPa，平均为32.4MPa，岩石坚硬程度属中硬，属中等冒落性的顶板，较易管理。底板是粉砂岩或黏土岩，经钻孔取样力学试验，泥岩抗压强度16.9～34.7MPa，平均为25.2MPa，岩石坚硬程度属软弱。

9号煤层运输巷道：采用矩形断面，锚杆支护，净宽5.0m，净高2.6m，净断面13.00m2。顶板每排布置5根，顶锚杆采用φ18mm左旋螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm；每侧巷帮每排布置2根锚杆，锚杆间距900mm，排距900mm，靠近顶部的帮锚杆距巷顶500mm。具体情况见表1。

9号煤工作面切眼：锚网索支护，净宽7.0m，净高2.6m，净断面18.2m2。二次扩帮后顶板每排布置10根，顶锚杆采用φ18mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×900mm。具体情况见表2。

表1 9号煤层运输巷道支护参数

表2 切眼支护参数

3 9号煤层工作面巷道及切眼支护参数的模拟研究

3.1 模型建立

以大桥沟矿9号煤层90101工作面运输巷道和回风巷道开采地质条件为研究背景，建立FLAC3D数值模型，9号煤层平均厚度为2.0m，顶板为粗、细砂岩、泥岩，底板为泥岩。9号煤层与下部10号煤层层间距取5.5m，模型中两层煤都按近水平煤层计算。9号煤层工作面长度为200m，运输巷道断面尺寸为2.4m×5.0m，回风巷道断面尺寸为2.4m×4.3m，其模型如图1所示。

图1 工作面模拟模型

9号煤层运输巷道采用锚杆+锚网索支护，锚杆规格为φ18mm×2 000mm，每排布置12根，间排距为0.9m×0.9m，锚索规格为φ17.8mm×7 200mm，间排距为1.8m×1.8m。9号煤层回风输巷道采用锚杆+锚网索支护，锚杆规格为φ18×2 000mm，每排布置11根，间排距为0.9m×0.9m，锚索规格为φ17.8mm×7 200mm，间排距为1.8m×1.8m。其支护效果如图2所示。

图2 巷道支护效果

3.2 模拟结果分析

1)掘进阶段

模型进行岩层参数赋值后，进行巷道开挖及支护。图3、图4所示为掘进支护后垂直方向的应力切片云图、水平方向的应力切片云。掘进后水平方向的位移切片云图、垂直方向的位移切片云图如图5、图6所示。

图3 掘进后垂直方向应力切片云图

图4 掘进后水平方向应力切片云图

图5 掘进后垂直方向位移切片云图

图6 掘进后水平方向位移切片云图

掘进巷道围岩应力分析：工作面回采后，由垂直方向的应力切片云图可知，应力集中区域主要集中在巷道顶底板，应力范围是0.566～5.5MPa，影响范围是顶底板上下3m左右；由水平方向的应力切片云图可知，应力集中区域主要在巷道两帮，应力范围是0.28～7MPa，工作面帮影响范围略大于煤柱帮，约为3m。

掘进巷道围岩位移变形分析：顶板下沉量约为7.82mm，底板底鼓量约为16.50mm，工作面帮变形约为28.60mm，煤柱帮变形约为13mm，两帮相对移近量约为41.60mm，此方案掘进时巷道变形量不大。

2)回采阶段

设1个循环工作面推进1.6m，推完模拟的100m巷道需要60个循环。在工作面前方60m处布置测点，记录历史数据，其垂直及水平方向应力云图如图7、图8所示，位移云图如图9、图10所示，观测90101工作面回采时的围岩变化。

图7 回采后垂直方向应力切片云图

图8 回采后水平方向应力切片云图

图9 回采后垂直方向位移切片云图

图10 回采后水平方向位移切片云图

回采巷道围岩应力分析：工作面回采后，由垂直方向的应力切片云图可知，应力集中区域主要集中在巷道顶底板，应力范围是0.331～8MPa，影响范围是顶底板上下6m；由水平方向的应力切片云图可知，应力集中区域主要在巷道两帮，应力范围是0.064 5～7MPa，工作面两帮影响范围远比煤柱帮大，分别是6m左右及3m左右。这表明巷道顶底板及两帮影响范围内的围岩承载能力较低，可能已经出现了塑性区域且顶底板垂直方向应力范围和工作面帮影响范围越来越大[2]。

回采巷道围岩位移变形分析：顶板下沉量约为30mm，底板底鼓量约为17.58mm，工作面帮变形约为70mm，煤柱帮变形约为30mm，两帮相对移近量约为100mm，巷道变形量进一步增大，主要是顶板下沉量增大以及两帮相对移近量加大。

4 切眼支护数值模拟结果分析

工作面切眼一次开挖后切眼断面尺寸为2.6m×3.5m，顶板支护2根锚索，间排距为1.7m×1.7m，顶板支护4根锚杆，前后煤壁每排各需3根锚杆，间排距为0.9m×0.9m。图11所示为切眼支护后围岩塑性区分布情况。

图11 塑性区分布

由图11可知，切眼围岩塑性区发育主要分布在顶板以及前后煤壁中，但塑性区相较于无支护情况明显减少，锚杆锚索对巷道围岩起到加固作用，形成稳定承载结构，塑性区发育比较均匀，塑性区发育范围减少，对巷道围岩的稳定起到很好的维护作用[3]。

图12、图13所示分别为切眼支护情况下水平应力分布以及垂直应力分布状态，与支护情况下相比，应力集中范围增大，由于巷道围岩在锚杆锚索的作用下保持较好的形态，其承载能力加强，支护情况下的应力峰值主要分布在锚杆作用范围内。由于塑性区发育范围减小，巷道围岩完整性较好，其应力分布较对称。因此，锚网索支护在维护切眼围岩稳定性中起到良好的效果。

图12 水平应力分布云图

图13 垂直应力分布云图

图14和图15所示分别为切眼开挖过后前后煤壁位移变化量以及顶底板位移变化量。与无支护情况相比，前后煤壁移近量有所减小，减小量基本相同。因锚网索与煤体形成稳定支撑结构，切眼前后煤壁最终变化量基本相同，锚网索支护能有效控制围岩的变形情况。顶底板相对移近量相对于支护前也有所减小，但最终底鼓量比顶板移近量较大，切眼开挖后也应注重对底板的处理。

图14 切眼前后煤壁位移量

5 结论

利用数值模拟对巷道以及切眼进行了模拟，近距离下部煤层以被动架棚为主，并辅助以锚杆支护，近距离下部煤层的棚式支护围岩的应力和变形得到了较好的控制，采用的支护方案是合理可行的，支护效果良好。

图15 切眼顶底板移近量