分层开采技术将煤层分为若干个分层，逐层进行回采，是我国厚及特厚煤层的主要开采方法之一[1]。上分层的开采对于下分层而言虽起到了卸压作用，但其开采导致围岩应力场重新分布，使得下分层产生了应力集中区域。因此，下分层回采巷道布置时应避开应力集中区以保证其围岩稳定性[2,3]。

国内外众多学者针对上述问题展开了大量卓有成效的研究工作。梁冰等[4]以海鸿煤矿52102分层开采工作面为工程背景，研究了下分层回采巷道布置方式及参数，并进行了现场试验，得到了较好的试验结果。马宁等[5]以金桥煤矿1304工作面为背景，研究了上分层遗留煤柱对下分层的影响，明确了煤柱塑性区及应力集中区域的分布情况。高建良等[6]运用数值模拟方法，研究了上煤层开采引起的采动应力场分布特性及其对下煤层塑性区的影响范围。王志强等[7,8]基于老公营子煤矿工程地质情况，对各分层的区段煤柱失稳机理及控制措施进行了研究。孙珍平[9]以同忻矿8305工作面为背景，根据岩层移动理论，分析了三角滑移区运动特征，得出了综放沿空掘巷小煤柱的合理宽度。李林等[10]以青洼煤矿为背景，基于煤柱自稳能力及极限承载强度解算了窄煤柱宽度范围，辅以数值模拟方法最终确定了窄煤柱宽度，现场应用效果较好。李国志等[11]以老公营子煤矿为背景，研究了分层开采区段煤柱变形破坏机理，明确了各分层回采巷道围岩破坏特征。王志强等[12]以曙光煤矿2#煤层开采为背景，提出了外错式沿空掘巷窄煤柱确定方法，综合多方面判断了窄煤柱的合理宽度。王宏伟等[13]以千秋矿21221工作面为背景，采用相似模拟方法研究了上分层开采时围岩破坏分布特征。李学军等[14]以陈家沟矿地质条件为背景，采用理论分析、数值模拟相结合的方法，对其回采巷道支护方式进行了优化。吕情绪等[15]基于分层开采采空区下分层切眼掘进围岩变形机理，基于理论分析和数值模拟提出了适用于下分层大断面切眼的支护方法及参数。

综上所述，本文以某矿110502工作面实际生产、地质条件为工程背景，综合采用现场调研、理论分析及现场试验的研究手段，研究上分层开采对下分层剩余资源的影响，确定下分层开采回采巷道布置方式，设计煤柱宽度及巷道支护参数，为矿井后续工作面回采提供理论支撑和实践经验。

1、上分层回采对下分层巷道布置的影响

1.1 110502工作面巷道布置

该矿位于我国西部矿区，其110502工作面回采井田5#煤层，北以11采区回风下山为界，南以中央采区轨道石门为界，西以110532采空区(上下分层均已回采完毕)为界，东以+1250 m运输大巷为界。工作面范围内煤层平均厚度为10.3 m, 平均倾角为12°,最大埋深为435 m, 采用分层开采工艺进行回采。上分层为110502(1)工作面，目前已回采完毕，平均采高为3.8 m, 工作面长度为210 m, 推进长度为1700 m; 下分层为110502(2)工作面，平均采高为6.5 m, 采用综放工艺进行回采，工作面布置如图1所示。

图1 110502工作面巷道布置   

图1中红色巷道为110502(2)工作面回采巷道及切眼(颜色标识见电子版),其回风顺槽紧邻110532采空区，运输顺槽与110502(1)工作面运输顺槽重合，本文研究的重点为下分层回风顺槽合理位置及其支护参数，即确定110502(2)回风顺槽与110532采空区之间的煤柱宽度。工作面煤层直接顶为上分层开采后的垮落岩石，主要为破碎泥岩及砂岩，老顶为平均厚度34.5 m的巨厚粉砂岩层；直接底为粉砂岩，平均厚度为1.64 m, 老底为粗砂岩，平均厚度为3.3 m。

下分层回采巷道布置方式一般有外错式及内错式两种方式，外错式将巷道布置于上分层区段煤柱下方，其位置受到上分层区段煤柱影响；而内错式将巷道布置在上分层采空区下方，其位置受到采空区底板滑移线场影响。

1.2 上分层遗留煤柱影响

110502工作面及110532工作面的上分层之间留设了30 m区段保护煤柱，该煤柱对下分层回采巷道的布置产生了重要影响。煤柱在矿山压力的作用下内部出现塑性破坏，可将其依次划分为破裂区、塑性区及弹性区，其承压特性及分区如图2所示。

图2 上分层区段煤柱承压特性   

由图2可知，由于塑性破坏的发生，煤柱破裂区及塑性区所承受的载荷小于弹性区，因此，该部分煤柱向下方煤岩体内传递的载荷必然小于弹性区。在下分层回采巷道位置选择的过程中，将其布置在上分层煤柱破裂区或塑性区下方，有利于巷道围岩稳定性的控制。

明确上分层区段煤柱对下分层的影响，是确定110502(2)回风顺槽合理位置的必要前提，因此，需要根据煤岩层物理力学参数，解算上分层区段煤柱破裂区及塑性区宽度，提出下分层回风顺槽位置选择方案。煤柱两侧形成的采空区高度不同，在110532采空区侧，由于上下分层均已开采完毕，此处煤柱较高，等于5#煤层厚度(10.3 m),因而煤柱在该侧的塑性区最大深度较大；而在110502工作面侧，由于仅开采了上分层(3.8 m),煤柱高度较小，故在该侧煤柱内塑性区最大深度较小。目前，应用最为广泛的煤柱塑性区深度计算方法主要有极限平衡理论及逐步破坏理论，本文基上述两个理论，分别计算了煤柱两侧的塑性区最大深度。

(1) 根据煤层岩体极限平衡理论，煤柱塑性区最大深度x0j可由下式得出：

x0j=m2ξflnKγH+CcotφξCcotφ(1)

式中，m为煤层开采厚度，m; φ为煤体内摩擦角，(°);ξ为三轴应力系数，ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ);f为煤岩与顶底板岩层间的摩擦系数，f=tanφ;K为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，kN/m3;H为巷道埋深，m; C为煤体黏聚力，MPa。

由式(1)可知，开采深度、上覆岩层容重、煤层的开采厚度以及回采引起的应力集中系数，包括被开采煤层煤的内摩擦角和内聚力等参数是决定煤柱塑性区最大深度的主要因素。110502工作面相关物理力学参数见表1,代入式(1)可得，在110532采空区侧(煤柱高度10.3 m),煤柱塑性区最大深度为12.85 m; 而在110502工作面侧，煤柱塑性区最大深度为4.74 m。

表1 110502工作面相关物理力学参数

(2) 参考煤柱逐步破坏理论，煤柱塑性区最大深度x0z计算方程式为：

x0z=mξ√(ξ−1)lnKγHσc (2)

式中，σc为煤柱抗压强度，MPa。

由式(2)可知，除了上述所说的因素外，煤柱周边围岩的抗压强度以及煤柱高度也是影响煤柱的塑性区最大深度的主要因素。将σc=12.82 MPa代入(其余参数见表1),计算可得，在110532采空区侧，煤柱塑性区最大深度为7.02 m; 而在110502工作面侧，煤柱塑性区最大深度为2.59 m。

综上所述，受到上分层区段煤柱影响，110502(2)回风顺槽位置不宜布置在煤柱下方12.85～25.26 m范围内，即若选择外错式布置回风顺槽，其合理布置位置为110532采空区侧12.85 m内及110502工作面4.74 m内。

1.3 上分层采空区影响

根据弹塑性力学滑移线场理论和极限平衡理论可知，采空区底板内存在滑移线场，其内部煤岩层受到上分层开采影响，破碎程度较高，若在此区域布置巷道，则巷道稳定性差、难以维护，因此，在110502(2)回风顺槽位置选择过程中，应避开此区域。力学模型如图3所示。

图3 力学模型   采用内错式布置下分层回采巷道时，需要对上分层开采过程中造成的采空区底板破坏深度及位置进行计算，基于图3的力学模型推导可得，采空区底板最大破坏深度h1计算公式为式(3),其距离煤柱位置l1计算公式为式(4):

h1=mcosφlnKγH+CcotφξCcotφ4ξfcos(π4+φ2)e(π4+φ2)tanφ (3)

l1=h1tanφ (4)

由式(3)及式(4)可知，采空区底板破坏深度与采空区高度、底板岩体内摩擦角、应力集中系数呈正相关，与煤体内聚力及内摩擦角呈负相关。其距离煤柱位置与最大破坏深度值及底板内摩擦角有关。代入110502工作面具体参数(见表1),可求得110502(1)采空区底板最大破坏深度h1=6.43 m, 其距离煤柱边缘水平距离为2.61 m。因此，受到上分层采空区影响，110502(2)回风顺槽内错距离大于2.61 m时，围岩稳定性更容易控制，可有效降低支护成本。

2、下分层窄煤柱沿空掘巷工艺参数

经过前述分析，提出了110502(2)回风顺槽的3个布置方案(见图4),其中方案1、方案2为外错式布置，方案3为内错式布置。考虑到方案2及方案3下分层留设煤柱宽度过大，资源回采率太低，因此，宜采用窄煤柱沿空掘巷的方式对110502(2)回风顺槽进行布置，为此，需要确定窄煤柱宽度及巷道支护参数。

图4 110502(2)回风顺槽布置方案   2.1 窄煤柱宽度

110502(2)回风顺槽煤柱合理宽度可采用理论计算方法得出。根据前文分析可知，为了在提高回采率的同时减小巷道变形，可以将煤柱宽度尽量设计得小一些。但是过窄的煤柱宽度也存在一定的缺点，煤柱内破碎的煤体在掘进和回采过程中容易产生变形。锚杆锚固在破碎的岩体中，支护效果极差。因此，煤柱最小合理的宽度B应为：

B=x1+x2+x3 (5)

式中，x1为110502(2)工作面回采导致煤柱内出现的破碎区宽度，m; x2为锚杆杆体处于煤柱内的有效锚固长度，m; x3为煤柱稳定系数，取(x1Symbolk@@x2)的0.2～0.5倍，m。

破碎区宽度x1可由式(6)计算：

x1=mλ2tanφlnKγH+CcotφCcotφ+P/λ (6)

式中，λ为侧压系数，λ = μ/(1-μ),μ为泊松比；P为巷帮支护强度，MPa。

110502(2)工作面巷道高度为3.8 m, 煤体泊松比为0.28,巷帮支护强度为0.31 MPa, 锚杆有效锚固范围取1.4 m, 其余参数按照表1取值，代入式(5)、式(6)可得，B=5.50～6.87 m。为了使得工作面有最大的回采率，取B=5.5 m。

2.2 巷道支护参数

为保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定性，根据巷道实际地质情况设计其支护参数，根据锚杆支护理论，确定巷道断面为半圆拱形，支护方式采用锚网索联合支护，具体支护参数如下。

(1) 半圆拱支护：

顶板上安装7根间排距为800 mm×800 mm、长度为2500 mm、直径为22 mm的等强螺纹钢锚杆，采用2支2370树脂药卷全长锚固(端部使用快速药卷、中间使用中速药卷),锚固力要求大于80 kN,拱顶锚杆均垂直岩面安装。

(2) 两帮支护：

两侧各用间排距800 mm×800 mm、长2400 mm、直径20 mm的右旋等强度螺纹钢锚杆两根。采用2支半2370树脂药卷全长锚固(端部使用快速药卷、中间使用中速药卷),锚固力要求大于80 kN,斜墙上部的帮锚杆垂直斜墙面安装，下部的底角锚杆与水平呈15°安装，底部安装位置高于底板300 mm。

(3) 锚索支护参数：

锚索排距为1400 mm, 半圆拱断面安装5根锚索，5根锚索呈“三花(212)”布置，直径为17.8 mm, 长度为6000 mm, 沿巷道走向两两联结，均垂直岩面安装，锚索间水平距离为 1400 mm。使用4支2370树脂药卷(端部使用快速药卷、中间使用中速药卷),初始预紧力不小于200 kN。

3、工业性试验

3.1 试验内容及测站位置

将上述研究成果应用于110502(2)回风顺槽的布置及支护作业中，为验证理论研究的准确性，以及监测巷道支护质量，保证其在服务周期内的稳定性，在掘进过程中设置巷道表面位移测站，对其围岩移近量进行监测，具体包括顶板下沉量及下沉速度、底鼓量及底鼓速度、两帮位移量及位移速度；进一步得到顶底板、两帮相对位移量及位移速度，各测点监测周期均为50 d, 每5 d记录一次位移值。分别于巷道掘进至250 m、500 m、750 m、1000 m处布置4个测点进行表面位移监测，测点位置如图5所示。

图5 测点布置  

3.2 监测结果及分析

综合分析监测所得各位移量可知，对于巷道围岩水平移近量而言，主要由于窄煤柱测巷帮变形所致，而巷道垂直移近量主要由底鼓造成。各测点巷道断面水平移近量、副帮变形量、垂直移近量及底鼓量如图6所示。

图6 巷道表面位移监测结果  

由图6可知，测点1巷道断面的垂直和水平移进量较接近，其中垂直位移主要表现在底鼓，底鼓量达到了258 mm, 水平移近量累计达到300 mm, 主要原因为左侧帮部1.2～1.5 m处，煤岩向内侧鼓包变形，煤体在围岩应力和锚网索的支护条件下，煤岩表面被挤碎，并鼓起。水平移近量和竖向位移量分别在第40天和第30天开始趋于平稳。测点2受到附近断层影响，巷道变形主要表现在垂直方向的挤压，顶底板最大移近量达到了726 mm, 其中底鼓量为522 mm。测点3巷道水平移近量为245.97 mm, 竖直位移量为226.85 mm, 其中第15天和第20天，左帮移近速率和底鼓位移速率明显增大，分别达到了11.4 mm/d和15.8 mm/d。测点4水平移近量为334.7 mm, 垂直移近量为295 mm, 变形速率较快，18 d后开始趋于平稳。综上所述，110205(2)回风顺槽窄煤柱沿空掘巷技术应用较为成功，达到了预期围岩控制要求，为该矿后续工作面窄煤柱沿空掘巷技术的应用提供了成功范例。

4、结论

本文以某矿110502工作面分层开采为工程背景，采用现场调研、理论分析及工业试验的方法，研究了其下分层回采巷道布置方式及支护参数，并成功应用于110502(2)回风顺槽的掘进作业中，得到的主要结论如下。

(1) 基于极限平衡理论及渐进破坏理论，解算了煤柱塑性区深度，得出在110532采空区侧(煤柱高度为10.3 m),煤柱塑性区最大深度为12.85 m; 而在110502工作面侧，煤柱塑性区最大深度为4.74 m, 确定了采用外错式布置下分层回采巷道时的最佳位置方案；

(2) 提出了110502(2)回风顺槽窄煤柱沿空掘巷方法，基于理论分析，确定了窄煤柱宽度为5.5 m, 设计了巷道支护参数；

(3) 在110502(2)回风顺槽的掘进过程中，对论文研究成果进行了现场试验，试验结果表明，窄煤柱宽度及支护可以保证巷道围岩的稳定性，减小了工作面区段煤柱留设宽度，提高了资源回采率，研究成果对矿井未来窄煤柱沿空留巷技术的应用提供了实践基础。

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基金资助:山西省基础研究计划项目(202103021223073); 煤炭资源与安全开采国家重点实验室开放研究基金项目(SKLCRSM22KF019);

文章来源:刘振,张智,陈竹.分层开采下分层窄煤柱沿空掘巷技术应用研究[J].矿业研究与开发,2023,43(10):15-20.