田城伙

（西山煤电(集团)有限责任公司，山西 太原 030000）

西山煤电杜儿坪矿2#和3#煤层属于近距离煤层，采用下行开采的方法进行回采，受上煤层采动影响，3号煤层开采时，顶板强度降低，完整性下降，围岩变形较大，给下煤层回采巷道的支护管理带来一定困难[1-2]。在实际生产中发现，3号煤层回采巷道所受的围岩应力具有非对称性，但是，现有支护方案采用的是对称巷道支护的形式来控制巷道围岩的稳定，这就导致巷道围岩容易失稳变形，形成较大的安全隐患[3-4]。因此，本文以矿井实际地质条件为工程背景，利用理论分析和FLAC3D数值模拟软件，对现有方案进行优化设计。

1 工作面概况

杜儿坪矿73903工作面主采3号煤层，工作面煤层厚度为2.70～3.6m，平均3.2m，煤层倾角为2°～8°，平均5°。工作面标高为1047～1072.9m，对应地面标高为1415～1580m，盖山厚度349～534m，平均449m。工作面上部为2号煤层采空区，层间岩层以灰黑色泥岩和灰白色细粒砂岩为主，其中泥岩厚度为0.30～0.80m，平均0.50m，细粒砂岩厚度为3.20～4.28m，平均3.90m，工作面基本顶为2号煤层上部灰白色粗粒砂岩，随2号煤层开采受到一定破坏，厚度为2.18～4.46m，平均3.00m，直接底为灰黑色砂质泥岩，厚度为5.47～5.71m，平均5.60m。煤层顶板属于Ⅱ类中等冒落型顶板。

考虑到工作面实际情况，为增加工作面长度，将工作面正巷布置于采空区下，付巷布置于区段煤柱下。工作面付巷原采用锚网索支护的形式，但是由于巷道布置在煤柱下应力集中区域，受围岩高应力作用和受力的非对称性，导致巷道围岩变形严重，尤其是巷道两帮，靠近煤柱一侧的煤帮变形远超靠近工作面一侧，严重影响着工作面的正常生产。

2 煤柱下底板应力分布规律

2.1 建立数值模型

为分析在上煤层残留煤柱下回采巷道的围岩应力分布规律，根据73903工作面实际地质条件，利用FLAC3D数值模拟软件，建立计算模型，模型长度为500m，宽度为400m，高度为37m，为简化计算，设2号煤层工作面长度为150m，区段煤柱宽度为20m，模型底部和四周固定位移，上部施加均匀载荷模拟覆岩压力。

2.2 模拟结果及分析

建立模型后，对上覆2号煤层进行开挖，记录其底板垂直应力，利用surfer绘制底板应力集中系数图，如图1所示，分别记录煤柱下不同深度的垂直应力分布曲线，如图2所示。

图 1 上煤层底板垂直应力集中系数图

图 2 煤柱下不同深度垂直应力分布曲线

由图1、2可以看出：

（1）2号煤层开采后，围岩应力重新分布，在煤层残留区段煤柱处，形成应力增高区。由图2可以看出，随着与煤柱垂直距离的增大，底板垂直集中系数逐渐降低，且降低的速率逐渐减小，但是应力增高区的范围略有增大。

（2）2号煤层残留区段煤柱处形成应力集中区，且距离煤柱越近，应力集中系数越大。在煤柱下底板处，随着与煤柱垂直距离的增大，垂直应力峰值位置逐渐由煤柱中心向两侧转移，在距离2号煤层底板2m处，底板最大垂直应力约19.6MPa，随着垂直距离的增大，垂直应力逐渐降低。

（3）3号煤层在2号煤层下方约4.4m处，工作面付巷布置在上煤层残留煤柱下，由图2可以看出，煤柱下4m处，在煤柱边缘附近，围岩垂直应力变化明显，靠近煤柱中心一侧的垂直应力明显大于靠近采空区一侧，会导致巷道形成非对称变形，巷道煤柱帮变形较为严重，造成较大的安全隐患。

3 巷道支护设计

3.1 支护参数的确定

为了确定合理的锚杆支护参数，利用以上数值模型，在煤柱边缘下方开挖一条回采巷道。巷道为矩形断面，断面宽度为4.5m，高度为3.2m，通过改变巷道两帮锚杆支护参数来观察巷道围岩变形规律。

首先，改变两帮锚杆的支护密度，分别模拟帮锚杆数量为0、2、3、4、5、6根时，巷道两帮的变形量，如图3所示。

图 3 锚杆密度与两帮变形量的关系

由上图可以看出，当两帮没有锚杆支护时，两帮变形量最大，其中右帮变形量约1.1m，左帮变形量约0.7m，右帮变形明显大于左帮；随着锚杆支护密度的增加，两帮围岩变形量逐渐减小，且减小的幅度逐渐降低；当左帮锚杆根数降为4根，右帮锚杆根数降为5根时，两帮变形达到最小，且趋于稳定；随锚杆根数继续增大不再有明显变化。

确定锚杆支护密度为4根，分别模拟锚杆长度为1.6m、1.8m、2.0m、2.2m和2.5m时巷道两帮的变形情况，其模拟结果如图4所示。

图 4 锚杆长度与两帮变形量的关系（4根）

由上图可以看出，当锚杆支护密度为4根时，随着锚杆长度的增加，两帮变形量逐渐减小，且减小的幅度逐渐降低，在右帮锚杆长度降为2.0m，左帮锚杆降为1.8m时，巷道两帮变形量达到最小，两帮变形不再随锚杆长度增加而发生明显变化。此时，巷道左帮的变形量为0.08m，右帮为0.27m，右帮变形明显大于左帮。

确定锚杆支护密度为5根时，分别模拟锚杆长度为1.6m、1.8m、2.0m、2.2m和2.5m时巷道两帮的变形情况，其模拟结果如图5所示。

图 5 锚杆长度与两帮变形量的关系（5根）

由上图可知，当两帮锚杆支护密度为5根时，两帮变形量的变化趋势与图4相似，两帮变形量先明显减小，然后减小幅度降低，趋于平缓，当右帮锚杆长度为2.0m，左帮锚杆长度为1.8m时，巷道支护效果达到最佳，其中，右帮变形量为0.08m，左帮变形量为0.06m，巷道右帮变形与支护密度为4根时相比，得到明显改善。

3.2 确定支护方案

根据前面的分析结果可知，在上煤层煤柱下，巷道围岩发生非对称变形，原有支护方案难以保证巷道围岩的稳定。根据数值模拟结果，在原有支护方案的基础上，提出非对称支护设计，具体支护参数如下：

顶板支护：顶锚杆采用长度为2.5m，直径为20mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为0.7×0.8m，中部锚杆垂直顶板布置，两侧锚杆分别向两帮倾斜20°布置；顶板锚索直径为21.6mm，长度为4.3m，矩形布置，每排布置2根，使用长度为3.8m的加厚钢带；选用规格为5200×1100mm 的钢筋网护顶，网孔规格为80×80mm。

两帮支护：巷道两帮均采用直径为20mm的左旋螺纹钢锚杆，右帮锚杆长度为2.0m，布置5根，锚杆间距为0.7m，左帮锚杆长度为1.8m，布置4根，锚杆间距为0.9m，两帮中部锚杆均水平布置，两侧锚杆分别向顶、底板倾斜20°布置，采用菱形网护帮，网孔规格50×50mm，网片规格为3300×1100mm。

3.3 支护效果分析

为检验上述支护方案的支护效果，在回采巷道中布置3个测站，监测巷道围岩变形情况，监测周期为60d。监测结果显示，巷道顶底板最大移近量为94mm，最大变形速率为1.48mm/d；巷道两帮移近量最大为65mm，最大变形速率为1.12mm/d；且在布置测站30d后，巷道变形速率明显降低，趋于稳定。监测结果表明采用本文所述的支护方案下，巷道围岩变形较小，且能够在较短时间内趋于稳定，满足矿井生产的安全需求。

4 结论

根据杜儿坪矿73903工作面付巷实际条件，利用理论分析和FLAC3D数值模拟软件，分析煤柱下底板垂直应力分布规律，并以此提出非对称支护方案；根据数值模拟软件，通过改变两帮支护参数，模拟巷道两帮变形量，得到合理的支护参数，对原有支护方案进行优化改进，在现场实践中取得良好效果，为工作面的安全生产奠定基础。