近距离煤层采空区下回采巷道布局研究

任玉龙，侯兰涛，商 伐

(1.陕西彬长大佛寺矿业有限公司，陕西 咸阳 713500；2.平顶山市应急管理局，河南 平顶山 467000)

0 引言

煤炭作为中国重要的能源，在能源构成方面有着举足轻重的作用，近年来随着单一煤层、浅埋煤层的开采枯竭，近距离煤层的开采比重逐渐增大，涉及到近距离煤层开采方法、巷道布置形式的研究也较为多样；不同地质特性、工程扰动条件下的近距离煤层的开采难度有所不同。近距离煤层开采一般采用下行开采，上部煤层采动影响后的采空区顶板垮落以及垮落程度的不确定性会给下部采场、巷道的顶板带来复杂的应力分布，破坏后的上部煤层会给下部煤层的回采造成极大困难，下层煤巷道产生的矿山压力由于应力传递规律的改变而更为复杂，从而使巷道围岩产生较大变形，造成支护困难，尤其是当回采巷道布置不科学时，应力显现更为严重。结合大佛寺煤矿下煤层回采巷道布置形式，开展平错式布局研究，利用理论分析、数值模拟、回采过程中锚杆、索应力规律及巷道位移监测手段，得出适合大佛寺煤矿当前开采的布局方式[1]。

1 工程背景

大佛寺矿井初步设计产能为800万t/a，分2期建设，一期(300万t/a)于2008年8月通过竣工验收并投产；二期(800万t/a)于2019年8月23日通过竣工验收。矿井共布置2个采煤工作面，联合采面均以内错式布局进行开采，主采煤层为4号煤，辅采煤层为4上煤，4上煤因局部夹矸又分为4上-1煤和4上煤。

目前辅采煤层4上煤411采区西翼已回采完毕，412采区北翼已回采至最后一个工作面，主采煤层4号煤401采区西翼已回采3个工作面，均采用内错式布局进行开采，其位置关系如图1所示。现因设备能力提升，工作面宽度加长，在4上煤已回采的前提下，内错式布局已不再适用当前大佛寺煤矿的开采布局。4号煤下个回采工作面为40111工作面，工作面上覆为41106工作面采空区，工作面北侧为40109工作面采空区，与上层煤采空区间距从切眼到停采线由8 m逐渐变化为40 m，平均隔厚26 m，本文以40111工作面为例开展大佛寺煤矿下煤层回采巷道的布置形式研究。

图1 大佛寺煤矿内错式联合开采布局示意Fig.1 Layout of internal staggered combined mining in Dafosi Coal Mine

2 采空区下回采巷道合理位置确定

2.1 残留煤柱下方压力影响范围理论分析

近距离煤层开采时，上层煤开采后遗留煤柱将会对下方煤层产生竖向应力集中区，并以煤柱中心呈现对称分布，当煤柱宽度较大形成稳定煤柱时，深度较小时底板岩层竖向应力以煤柱中心轴线为中心呈对称“双峰”特征。根据研究表明，煤柱宽度与底板应力传递影响角呈现负相关关系，如图2所示，40111工作面上覆为40106工作面采空区，留设煤柱宽度为30 m，根据关系图得出煤柱下方底板应力传递影响角为25°。

图2 底板应力传递影响角曲线Fig.2 Influence angle curve of stress transfer on floor

40111工作面与40106工作面位置关系如图3所示，从图3中可得

L=L4-L3=(L1+L2)×tanθ-L3

式中，L为内错最小边距，m；L1为4号煤与4上煤隔厚，29 m；L2为40111回顺顶板至上覆岩层底板厚度，9 m；L3为40106回顺巷道宽度，5.1 m；L4为4上煤煤柱与40111回顺水平距离，17.7 m；θ底板应力传递影响角，取25°；B为煤柱宽度，30 m。

图3 煤柱下方应力传递边界Fig.3 Stress transfer boundary under coal pillar

经计算得出L=12.6 m，4上煤煤柱与40111回顺水平距离为17.7 m，避免4上煤残留煤柱向下集中应力传递影响范围，减小4号煤40111回顺所受围岩应力，降低维护成本。

基于煤柱下方压力影响范围分析，得出40111回顺巷道布置内错不小于12.6 m。根据矿压分布规律，40111运顺则布置在远离支撑压力峰值区域外，理论上外错越远所受4号煤上采空区影响越小，巷道回采期间维护越稳定；综合考虑工作面设备运输能力限制，工作面刮板输送机最大长度为220 m，40106布置运顺外错42.5 m。

2.2 数值模拟

2.2.1 模型建立

根据大佛寺煤矿地质条件，建立FLAC3D三维计算模型进行数值模拟，模型X轴方向为煤层倾向，Y轴方向为煤层走向，Z轴方向为煤层铅垂方向，模型尺寸为100 m×400 m×130 m(长×宽×高)，三维模型共划分1 040 000个单元，1 114 059个节点。模型水平方向位移约束，底部垂直方向位移约束，经计算上边界上覆岩层自重7.5 MPa，转化为重力方向的均布载荷压力，根据地应力测试结果，水平应力侧压系数取1.3。煤层和顶底板采用应变软化模型计算，其余采用摩尔-库伦模型计算，煤岩物理力学参数见表1。

表1 煤岩物理力学参数

模拟方案：优先对4上煤41106工作面进行开采，待开采平衡稳定后，开挖40111工作面顺槽，分别将回顺内错残留煤柱7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、17 m、19 m，以及运顺外错残留煤柱5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m、40 m、45 m开挖后针对40111工作面进行回采，通过监测点监测两顺槽应力、位移变化情况，运回顺不同距离下垂直应力曲线如图4、5所示。

由图4、5可知：①回顺应力曲线明显看出，内错残留煤柱越远，内错煤柱受力越小，巷道回采期间则越容易维护，但损失煤量也越多。②对比运、回顺压力峰值发现，错距相同情况下，回顺所受垂直应力最大值大于运顺垂直应力最大值，应力曲线趋于水平后回顺煤柱压力同样大于运顺煤柱侧向压力；得出将巷道布置在采空区下方优于布置在实煤体下方。③对比运、回顺残留煤柱下垂直应力变化曲线，发现从0 m到2～3 m位置，应力直线上升，可得出本煤层侧向应力峰值区域在3 m位置左右，过了3 m后距离残留煤柱越远应力逐渐趋近平缓，在13 m位置处应力曲线已近水平，变化幅度可忽略。

图4 回顺内错不同距离下垂直应力曲线Fig.4 Vertical stress curves at different distances of return internal staggered

图5 运顺外错不同距离下垂直应力曲线Fig.5 Vertical stress curves at different distances of transportation external staggered

2.2.2 巷道表面位移分析

通过数值模拟分别观测回顺内错残留煤柱7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、17 m、19 m，运顺外错残留煤柱5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m、40 m、45 m时的巷道表面位移量，回顺表面位移曲线如图6所示，运顺表面位移曲线如图7所示。

图6 回顺内错不同距离下位移曲线Fig.6 Displacement curves at different distances of return internal staggered

图7 运顺外错不同距离下位移曲线Fig.7 Displacement curves at different distances of transportation external staggered

从曲线图中可以看出，水平方向位移量远远大于垂直方向位移量，表明巷道主要表现为帮鼓现象严重，巷道顶板下沉量基本可忽略不计。当内错煤柱宽度在13 m时，巷道水平位移趋于稳定，变化量在8 mm；当外错煤柱宽度在20 m时，巷道水平位移趋于稳定，变化量在7 mm。回顺内错布局，将煤柱宽度设为13 m时，巷道效果最佳；运顺外错布局时，将煤柱宽度设为20 m时，巷道效果最佳。

2.3 平错布局确定

通过残留煤柱下方压力影响范围理论计算以及数值模拟分析结果得出，回顺内错布置为13 m时，巷道位于残留煤柱下方压力影响范围外，所受到的压力影响及巷道表面位移效果最优；运顺外错布置煤柱宽度越大，则巷道受力越小，位移量越小，考虑工作面设备运输能力，将运输外错布置为42.5 m。40111工作面整体布局，剖面位置关系如图8所示。

图8 40111工作面剖面位置关系Fig.8 Position relationship of 40111 working face section

当40111工作面布局为回顺内错13 m，运顺外错42.5 m时，从曲线图可得出回顺水平位移主要为煤柱侧右帮帮鼓15 mm，垂直方向主要为底板底鼓20 mm，运顺水平位移主要为帮鼓10 mm，垂直方向主要为顶板下沉量10 mm，底鼓量10 mm。垂直方向应力回顺明显大于应力运顺影响范围。

3 锚网索支护监测及支护优化

3.1 锚杆、锚索支护效果监测

在初期实际推采过程中，40111工作面运顺出现不同程度的收敛、底鼓现象，帮部收敛体现在煤柱侧，帮部收敛量达1 000 mm，底鼓量达300 mm，严重影响推采过程中超前架、转载机的向前位移。

针对推采过程中巷道变形量大的支护难题，在40111工作面运输顺槽布置测站，监测40111工作面回采过程中支护体实际承受载荷及其变化。为后期工作面回采影响巷道锚网支护参数优化提供借鉴。测站布置在超前工作面300 m处，共布置3个断面A-A、B-B、C-C，其中A-A断面为顺槽锚杆受力监测断面，B-B、C-C为顺槽锚索受力监测断面，具体监测位置布置图如图9～11所示。

图9 顺槽测力锚索断面AFig.9 Section A of mining roadway force-measuring anchor cable

锚杆、锚索均是在围岩表面施加预应力来控制岩体变形，两者在支护过程中体现协同作用，一方面是提高围岩峰后残余强度，另一方面将巷道浅部破碎围岩悬吊在深部完整性较好的岩体内，充分发挥深部岩体的承载性能。两者的区别是：较长的锚索可以生根于深部承载性好的岩体里，当巷道浅部岩体破碎及塑性区厚度大时，长度较短的锚杆不能锚固到完整性好的岩体中，这时锚杆悬吊作用弱，此时预应力锚杆会在浅部破碎围岩区域构成“压缩带”，优化破碎岩体受力，抑制塑性区扩展。通过推采过程监测发现，2#、4#、9#、10#测力锚杆托锚力较为稳定，但安装初期锚固效果较差。随着工作面的推进，锚杆杆体轴力变化较小，说明初期托锚力较低会导致锚杆对围岩锚固作用较差，尽管后期随着工作面的推进围岩发生变形，但是锚杆依然难以产生较大作用。其中1#、2#、3#、5#、8#锚索承载力经过初期较快变化后，开始趋于平稳状态。初始承载力高的3#锚索，在支护过程中一直保持较高的工作阻力，6#锚索在测试期间的工作状态也体现出这种特征，这说明锚索同锚杆一样，安装初期较高的张拉力，可以提高锚索的工作阻力，充分发挥其主动支护作用。帮部锚索的承载力普遍小于顶部锚索的承载力，说明巷道帮部围岩体变形严重，帮部巷道岩体破碎导致锚索锚固力不足；位于帮部偏下的锚索承载力普遍小于帮部偏上的锚索承载力。

图10 顺槽测力锚杆断面BFig.10 Section B of mining roadway force-measuring anchor

图11 顺槽测力锚索断面CFig.11 Section C of mining roadway force-measuring anchor cable

综合分析锚杆锚索在初期张拉时有较高的张拉力，可以更好地发挥锚固作用，更好地控制巷道围岩体内部的变形，施加较高预紧力的锚索很好地发挥自身的承载作用，施加高预应力锚杆会在浅部破碎围岩区域构成“压缩带”，优化破碎岩体受力，抑制塑性区扩展，而低预紧力锚杆锚索未能发挥其锚固作用。

3.2 支护参数优化

通过对回采过程中锚杆、锚索协同作用及受力情况分析，支护设计中如何更好地发挥锚杆和锚索共同作用是围岩控制的关键因素，40111工作面原支护设计采用锚网索支护如图12所示，顶板采用锚索配合金属网、W型钢带，锚索采用φ21.8 mm×7 100 mm钢绞线，间排距1 600 mm×1 600 mm，锚索布置在锚杆间，顶板锚杆采用φ22 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距700 mm×800 mm。帮部采用锚杆配合菱形网、异形钢带自护，锚杆采用φ22 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆，间排距800 mm×800 mm。锚杆扭矩为200 N·m，锚固力为100 kN，锚索预紧力为150 kN，锚固力为200 kN。

图12 原支护设计展开Fig.12 Expansion of original support design

通过支护效果监测发现，该支护参数不能有效保证巷道围岩稳定，在帮部锚杆有效支护下，帮部变形量仍不可控，说明破碎煤体半径大于锚杆长度2.5 m，因此帮部需加大支护半径，确保帮部支护的可靠性。同时锚杆索的初期预紧力及其扩散效果直接决定了主动支护系统的实际承载工况，以及锚杆索承载过程中的增阻速率，即锚杆螺母预紧力矩或锚索预紧力越高，支护系统支护阻力越大，锚杆索承载结构刚度越高，并在较小的变形状态下快速产生较高的支护阻力。

因此帮部增设3.5 m锚索来加大支护半径，提升锚杆索施工标准，顶板锚索张拉力须达到220 kN，帮部锚索张拉力须达到200 kN，锚杆的螺母预紧力矩须达到300 N·m，优化后支护设计如图13所示。

图13 优化支护设计展开Fig.13 Expansion of optimized support design

4 结论

(1)联合开采煤层下煤层采用平错式布局，可有效减小巷道压力，40111工作面回顺内错13 m，运顺外错42.5 m方案具备可行性。

(2)开采过程中锚杆、锚索支护效果监测，较高预紧力的锚杆索能更好地发挥自身的承载作用，施加高预应力锚杆会在浅部破碎围岩区域构成“压缩带”，优化破碎岩体受力，抑制塑性区扩展，可有效控制围岩变形，顶板锚索张拉力须达到220 kN，帮部锚索张拉力须达到200 kN，锚杆的螺母预紧力矩须达到300 N·m。

(3)通过锚杆索相互协同作用机理，以及围岩松动圈范围确定，帮部纯锚杆支护不能有效控制帮部收敛变形，需增加3.5 m锚索；支护优化采取锚杆、锚索间隔布置，充分发挥锚杆、锚索各自支护性能，实现一次支护到位。

(4)40111工作面平错式布局的成功实践，为后续402采区南翼工作面布局积累经验，成功解决了随着4号煤层工作面加长布局不再适用的难题，40201工作面顺槽已开始掘进，巷道成型良好，具备实施条件。