東溝煤礦淺埋煤層群采空區(qū)下巷道最佳布置

鄭光輝，劉宇飛，吉格買提·吉布森

（北京天地華泰礦業(yè)管理股份有限公司，北京 100013）

我國煤層地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜多變，煤炭資源分布范圍廣泛，形成北多南少，西多東少的分布格局[1]，其中近距離煤層煤炭儲(chǔ)量約占全國煤炭總儲(chǔ)量的25%，由煤炭開采條件引發(fā)的技術(shù)、安全問題廣泛存在于國內(nèi)大多數(shù)礦區(qū)，如淮南、峰峰、大同、西山等礦區(qū)。隨著我國礦產(chǎn)資源開發(fā)重心轉(zhuǎn)移至西部地區(qū)，開采規(guī)模日益增加，但近距離煤層開采會(huì)導(dǎo)致下位煤層巷道巷幫偏移、底鼓、壓垮、應(yīng)力集中現(xiàn)象顯著增加，造成巷道支護(hù)難度較大，嚴(yán)重威脅礦井安全、高效生產(chǎn)。

為了得到近距離煤層下位煤層巷道合理布置方式，國內(nèi)外學(xué)者針對近距離煤層頂?shù)装鍛?yīng)力與位移變化、應(yīng)力集中程度、殘留煤柱穩(wěn)定性、巷道圍巖變形與支護(hù)展開多角度、多層位的研究。其中，孟浩[2]以新柳煤礦為工程背景，采用數(shù)值模擬、理論分析、底摩擦試驗(yàn)，通過對殘留煤柱下底板應(yīng)力分布規(guī)律、區(qū)段煤柱穩(wěn)定性、巷道圍巖變形破壞特征等分析，結(jié)合現(xiàn)場試驗(yàn)驗(yàn)證了巷道布置方案的可行性；戴文祥等[3]針對近距離采空區(qū)下特厚煤層巷道布置和圍巖控制問題，引入同向相錯(cuò)巷道布置方式，并結(jié)合數(shù)值模擬確定了合理的煤柱寬度，避免了煤炭資源浪費(fèi)；丁國利等[4]深入分析了目前煤礦沖擊地壓頻發(fā)的原因，系統(tǒng)研究上層煤區(qū)段煤柱下巖層的應(yīng)力分布狀態(tài)，為優(yōu)化近距離煤層巷道布置提供了1 種可靠的解決方案。上述研究雖對近距離煤層開采巷道布置方式提供了一定的參考方式，但大多針對某一特殊地質(zhì)情況，關(guān)于淺埋近距離煤層上位采空區(qū)條件下的相關(guān)研究較少。

新疆東溝煤礦屬于近距離煤層開采，上位B42煤層已回采完畢，殘留煤柱造成底板應(yīng)力集中，對下位煤層巷道布置產(chǎn)生不利影響。為此，借助理論計(jì)算、FLAC3D數(shù)值模擬、現(xiàn)場實(shí)測等手段，對比分析內(nèi)錯(cuò)、垂直、外錯(cuò)布置下的應(yīng)力狀態(tài)，并進(jìn)行研究，確定了B3下位煤層開采時(shí)的最佳巷道布置方式；研究結(jié)果對類似地質(zhì)條件下的近距離煤層開采具有一定借鑒和參考價(jià)值。

1 礦井概況

新疆東溝煤礦可采煤層埋深較淺，目前主采煤層距地表僅為198 m，平均傾角為14°，自下而上依此為B2、B3、B42煤層。其中B42煤層西翼共布置3 個(gè)工作面：1401 工作面、1403 工作面、1405 工作面，均已采完。B3煤層平均厚度為3.82 m，處于開采階段，與B42上位煤層間距19 m，屬于典型的近距離煤層[5-6]。由東溝煤礦煤巖力學(xué)性能參數(shù)測試得到的煤巖體主要力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖體主要力學(xué)參數(shù)Table 1 Main mechanical parameters of coal and rock mass

B42煤層頂板巖性以粉砂巖、粗砂巖為主，其次為泥質(zhì)粉砂巖，平均厚度為5.75 m；煤層底板以粉砂巖為主，夾有部分薄煤層，平均厚度0.5 m。B3煤層為開采煤層，平均厚度為3.82 m，頂板巖性以粉砂巖、粗砂巖為主，平均厚度14.1 m，其單軸抗壓較高，飽和狀態(tài)下的單軸極限抗壓強(qiáng)度為33.0 MPa。

2 下位煤層巷道合理布設(shè)的力學(xué)分析

2.1 煤柱穩(wěn)定性力學(xué)分析

在近距離煤層開采中，上位煤層回采后，受支承壓力的影響，殘留煤柱采空區(qū)一側(cè)的煤體經(jīng)歷彈性狀態(tài)-塑性狀態(tài)-破碎狀態(tài)的變化，導(dǎo)致煤柱處集中載荷向底板煤巖深部轉(zhuǎn)移。因此，分析殘留煤柱穩(wěn)定性是事關(guān)下位煤層巷道的布置方式及支護(hù)難易的重要影響因素。

1401 工作面與1403 工作面間留設(shè)保護(hù)煤柱B=20 m，通過極限平衡理論可計(jì)算B42煤層殘留煤柱支承應(yīng)力峰值與煤柱邊緣間距x0[7]：

式中：M 為煤層平均厚度，取3.15 m；C 為煤體黏聚力，取1.2 MPa；H 為煤層埋深，取198 m；f 為頂?shù)装迮c煤層接觸面的摩擦系數(shù)，f=tanφ=0.47；φ為內(nèi)摩擦角，取25.4°；k 為應(yīng)力集中系數(shù)，k=2.8；ξ 為三軸應(yīng)力系數(shù)，ξ=（1+sinφ）/（1-sinφ）=2.50；pi為支架對煤幫部的阻力，取0 MPa；ρ 為上覆巖層平均密度，取2.2 t/m3。

B42煤體兩側(cè)均采空，殘留煤柱中央煤體未超出支承壓力影響范圍，側(cè)向支承壓力發(fā)生疊加作用，造成中部疊加區(qū)域應(yīng)力值低于兩側(cè)應(yīng)力峰值，卻高于原巖應(yīng)力ρgH。殘留煤柱變形區(qū)域及垂直應(yīng)力特征如圖1，殘留煤柱范圍內(nèi)支承應(yīng)力呈“馬鞍形”的雙峰結(jié)構(gòu)，可根據(jù)力學(xué)性質(zhì)的差異，分為Ⅰ—破裂區(qū)、Ⅱ—塑性區(qū)、Ⅲ—彈性區(qū)。

圖1 殘留煤柱變形區(qū)域及垂直應(yīng)力特征Fig.1 Deformation area and vertical stress characteristics of residual coal pillar

殘留煤柱彈性核區(qū)率ρ 為[8]：

式中：B 為殘留煤柱寬度，20 m。

現(xiàn)場實(shí)踐表明，當(dāng)殘留煤柱彈性區(qū)占比不低于50%，即在煤層走向方向上形成有效承載上覆巖層載荷的彈性核區(qū)。由式（1）計(jì)算可知煤柱支承應(yīng)力峰值與煤柱邊緣間距x0為4.65 m，代入式（2）計(jì)算得到彈性核區(qū)率ρ 為53.5%，此時(shí)殘留煤柱可保持較高的穩(wěn)定狀態(tài)，煤柱中部煤體處于彈性壓縮狀態(tài)，兩側(cè)發(fā)生塑性屈服破壞后處于應(yīng)力降低區(qū)域。若該應(yīng)力降低區(qū)域應(yīng)力值低于原巖應(yīng)力，則下位巷道可采取外錯(cuò)或垂直巷道布置；否則，必須采用內(nèi)錯(cuò)式巷道布置保障巷道穩(wěn)定性，降低圍巖支護(hù)難度。

2.2 底板巖層應(yīng)力分布規(guī)律

將煤巖體簡化為彈性介質(zhì)，兩側(cè)采空殘留煤柱應(yīng)力計(jì)算模型如圖2。

圖2 兩側(cè)采空殘留煤柱應(yīng)力計(jì)算模型Fig.2 Calculation model of residual coal pillar stress on both sides of goaf

利用彈性力學(xué)相關(guān)理論[7，9-13]，解得均布載荷作用下殘留煤柱底板巖層內(nèi)任意一點(diǎn)S 的應(yīng)力為：

式中：B 為殘留煤柱寬度；σx、σy、τxy分別為水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力、剪切應(yīng)力；q 為殘留煤柱均布載荷，q=Hρgk≈14.11 MPa；k 為應(yīng)力集中系數(shù)，取2.8；x、y分別x、y 方向距離，m；b=B/2，10 m。

根據(jù)上述具體數(shù)值，計(jì)算B42煤殘留煤柱均布載荷作用下不同深度y=4、7、10、13、16、19 m 的應(yīng)力分布情況，B42殘留煤柱底板應(yīng)力分布如圖3。

由圖3 可知，殘留煤柱在底板巖層19 m 范圍內(nèi)，產(chǎn)生、傳遞的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力分布范圍、應(yīng)力峰值不同。隨著深度的增加，三類應(yīng)力分布范圍越大，且應(yīng)力峰值越小，其中垂直、水平應(yīng)力峰值下降幅度隨深度增加而增大；剪切應(yīng)力受深部影響較小，變化不明顯。

圖3 B42 殘留煤柱底板應(yīng)力分布Fig.3 Stress distribution of B42 residual coal pillar floor

1）垂直應(yīng)力。同一水平截面的垂直應(yīng)力呈單峰分布，峰值位于殘留煤柱中部區(qū)域，隨著距離煤柱中心水平距離的增加而衰減，且在煤柱邊緣的破碎區(qū)范圍內(nèi)衰減速率達(dá)到峰值。

2）水平應(yīng)力。隨著距離煤層底板深度的增大，同一水平截面的水平應(yīng)力由單峰變?yōu)殡p峰，應(yīng)力峰值隨深度的增加而衰減，水平應(yīng)力曲線趨向平緩，且煤柱中心區(qū)域與邊緣區(qū)域水平應(yīng)力變化呈現(xiàn)出相反的特征。

3）剪切應(yīng)力。不同深度的剪切應(yīng)力關(guān)于煤柱中央中心對稱，呈雙峰分布，且煤柱中心處剪切應(yīng)力為0。隨著深度增加，底板巖層內(nèi)應(yīng)力峰值進(jìn)一步衰減，且變化較為緩和。

根據(jù)巖體極限平衡理論可將B42煤殘留煤柱不同區(qū)域的垂直應(yīng)力劃分為應(yīng)力升高區(qū)（0～12 m）、應(yīng)力降低區(qū)（12～27 m）、原巖應(yīng)力區(qū)（27 m 外）。因此，B3煤層回采巷道應(yīng)位于應(yīng)力降低區(qū)或原巖應(yīng)力區(qū)域（小于0.1q），盡可能避開應(yīng)力集中程度較高區(qū)域，避免下位煤層巷道圍巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)。

3 殘留煤柱對下位煤層力學(xué)影響模擬

圖4 東溝煤礦初始模型Fig.4 Initial model of Donggou Coal Mine

B42煤層開采后的殘留煤柱對B3下位煤層應(yīng)力分布的影響如圖5。不同深度殘留煤柱垂直應(yīng)力分布曲線如圖6。

圖5 B42 煤層開采后垂直應(yīng)力云圖Fig.5 Cloud diagram of vertical stress of B42 coal seam after mining

圖6 不同深度殘留煤柱垂直應(yīng)力分布曲線Fig.6 Vertical stress distribution curves of residual coal pillar at different depths

由圖5 可知：B42煤層開采后殘留20 m 保護(hù)煤柱造成煤層底板應(yīng)力分布不均衡，殘留煤柱下方應(yīng)力集中，局部應(yīng)力升高；遠(yuǎn)離殘留煤柱的兩側(cè)采空區(qū)形成卸壓區(qū)。其中，B2煤層殘留煤柱造成的最大底板破壞深度達(dá)到18 m，低于B42與B3煤層間距，B3煤層布置回采巷道時(shí)不易受到殘留煤柱的嚴(yán)重影響。

由圖5、圖6 可知：殘留煤柱中部為開采后應(yīng)力集中區(qū)域，垂直應(yīng)力較大；對不同深度殘留煤柱下方垂直應(yīng)力進(jìn)一步分析可知，殘留煤柱下方13 m范圍內(nèi)垂直應(yīng)力下降速率較快，垂直應(yīng)力最大值為13.77 MPa，與理論計(jì)算值較為吻合；當(dāng)進(jìn)入低于原巖應(yīng)力的降低區(qū)域后，隨著垂距增加，垂直應(yīng)力變化速率較低，殘留煤柱對底板應(yīng)力分布影響范圍進(jìn)一步增加。

4 二次采動(dòng)對下位煤層巷道布置的影響

由B42殘留煤柱對下位煤層力學(xué)影響的相關(guān)分析可知，殘留煤柱導(dǎo)致煤柱下方應(yīng)力集中，垂直應(yīng)力向底板深部區(qū)域傳遞，導(dǎo)致煤柱下方應(yīng)力重新分布，其集中應(yīng)力影響范圍是B3煤層巷道布置的重要影響因素。為分析二次采動(dòng)對下位煤層巷道布置的影響，采用6 種方案對B3煤層巷道布置方式進(jìn)行數(shù)值模擬，包括內(nèi)錯(cuò)距4、8、12、16 m；垂直錯(cuò)、外錯(cuò)4 m。東溝煤礦數(shù)值模擬方案如圖7。

圖7 東溝煤礦數(shù)值模擬方案Fig.7 Numerical simulation schemes of Donggou Coal Mine

4.1 不同布置方式下的巷道垂直應(yīng)力分布

通過FLAC3D數(shù)值模擬煤層（Ⅰ）兩側(cè)采空170 m、殘留煤柱為20 m，B3煤巷道（Ⅱ）采用不同布置方式時(shí)，其殘留煤柱下方的垂直應(yīng)力分布云圖，如圖8。

圖8 不同巷道布置下的垂直應(yīng)力云圖Fig.8 Cloud diagrams of vertical stress under different roadway layout schemes

由圖8 可知：受B3煤層采動(dòng)煤層殘留煤柱集中應(yīng)力的影響，B3煤殘留煤柱彈性核區(qū)域長期處于高應(yīng)力狀態(tài)，且巷道兩側(cè)呈現(xiàn)“雙耳”狀應(yīng)力集中區(qū)域，且靠近煤柱側(cè)應(yīng)力集中效果更為明顯；其中，采用外錯(cuò)式布置B3煤層巷道時(shí)，巷道圍巖垂直應(yīng)力最大，垂直式巷道布置次之，內(nèi)錯(cuò)式布置巷道頂板所受應(yīng)力為3 種巷道布置方式中最小值[14]。

根據(jù)不同巷道位置下的垂直應(yīng)力分布云圖繪制相應(yīng)的應(yīng)力峰值變化特征，如圖9。

圖9 B3 煤層巷道圍巖垂直應(yīng)力峰值特征Fig 9 Characteristics of vertical stress peak value of surrounding rock of roadway in B3 coal seam

對圖9 中垂直應(yīng)力曲線分析可知，采用不同的巷道布置方式，對巷道頂板應(yīng)力峰值影響較大，外錯(cuò)4 m 時(shí)垂直應(yīng)力最大值為15.11 MPa，為原巖應(yīng)力的3.6 倍，易造成煤柱破壞嚴(yán)重，承壓能力減弱；垂直錯(cuò)時(shí)垂直應(yīng)力為12.66 MPa，為外錯(cuò)布置時(shí)應(yīng)力峰值的83.8%；內(nèi)錯(cuò)12 m 時(shí)垂直應(yīng)力最小，為6.97 MPa，僅為外錯(cuò)布置時(shí)應(yīng)力峰值的46.1%。隨著巷道內(nèi)錯(cuò)距的增加，垂直應(yīng)力呈現(xiàn)迅速下降的趨勢，巷道內(nèi)錯(cuò)12 m 與16 m 時(shí)，出現(xiàn)較小的應(yīng)力波動(dòng)，波動(dòng)不超過0.8 MPa。因此，僅考慮上位煤層殘留煤柱底板應(yīng)力傳播規(guī)律時(shí)，B3煤層巷道采用垂直錯(cuò)布置、內(nèi)錯(cuò)距4～16 m 時(shí)，可有效降低應(yīng)力的集中程度。

4.2 不同布置方式下的巷道塑性區(qū)分布

為準(zhǔn)確反映受采動(dòng)影響下的巷道圍巖破壞狀態(tài)，繪制不同巷道布置位置下的塑性區(qū)分布，B3煤不同巷道布置下塑性區(qū)分布如圖10。

圖10 B3 煤不同巷道布置下塑性區(qū)分布Fig.10 Distribution of plastic zone under different roadway layouts of B3 coal

巷道破壞形式包括：剪切破壞-shear、張拉破壞-tension。對比圖9、圖10 可知：采用外錯(cuò)式布置B3煤層巷道時(shí)，巷道圍巖垂直應(yīng)力最大，塑性破壞范圍最大，垂直式巷道布置次之，內(nèi)錯(cuò)式布置巷道圍巖塑性破壞區(qū)域?yàn)? 種巷道布置方式中最小。另外，對比發(fā)現(xiàn)垂直應(yīng)力與塑性區(qū)分布范圍保持較高相關(guān)性，原因在于塑性區(qū)部分承載能力較小，無法承載上覆巖層載荷，故塑性區(qū)域一般垂直應(yīng)力較低，能量積聚效應(yīng)較差，無法形成彈性能量積聚區(qū)域。隨著內(nèi)錯(cuò)距的增加，應(yīng)力集中效應(yīng)減弱，殘留煤柱承載能力增強(qiáng)，塑性區(qū)逐漸變小，變形量降低，圍巖出現(xiàn)大量能量積聚。

由于巷道頂板變形量相對兩幫較小，僅對不同布置方式下B3煤巷道兩幫變形量展開分析。B3煤層巷道圍巖變形量特征如圖11。

圖11 B3 煤層巷道圍巖變形量特征Fig.11 Deformation characteristics of surrounding rock of roadway in B3 coal seam

對圖11 中巷道圍巖變形量曲線分析可知：采用不同的巷道布置方式，對巷道圍巖變形量影響差異較大，外錯(cuò)4 m 時(shí)巷道變形量最大值為220.3 mm，易造成巷道變形嚴(yán)重，嚴(yán)重時(shí)導(dǎo)致失穩(wěn)破壞；垂直錯(cuò)時(shí)變形量為161.1 mm，為外錯(cuò)布置時(shí)變形量峰值的73.1%；內(nèi)錯(cuò)16 m 時(shí)變形量最小，為133.5 mm，僅占外錯(cuò)布置時(shí)巷道變形量的60.6%，內(nèi)錯(cuò)12 m 布置下變形量的98.9%，差異較??；隨著巷道內(nèi)錯(cuò)距的增加，巷道變形量呈現(xiàn)迅速下降的趨勢。因此，綜合考慮不同巷道布置方式下的巷道變形量及應(yīng)力分布特征，B3煤層巷道采用垂直錯(cuò)布置、內(nèi)錯(cuò)距4～12 m時(shí)，可有效減弱巷道變形，降低應(yīng)力集中程度。

4.3 巷道布置方式的確定

當(dāng)前一采區(qū)B2、B3煤層共存在工作面8 個(gè)，工作面平均長1 100 m，平均煤厚3.8 m，相對于內(nèi)錯(cuò)距12 m，垂直布置方式工作面面寬可增加24 m，可增加產(chǎn)量1 100 m×24 m×3.8 m×1.27 t/m3×8個(gè)=1 019 251.2 t，產(chǎn)生效益1 019 251.2 t×80 元/t=8 154萬元。

綜合考慮應(yīng)力分布、塑性變形、經(jīng)濟(jì)效益，當(dāng)B3煤層巷道采用垂直布置與內(nèi)錯(cuò)距4～12 m 時(shí)，塑性區(qū)分布較為接近，差異不大；同時(shí)，由于開采位置埋深較淺，不同巷道布置下垂直應(yīng)力最大值僅為15.11 MPa，最小值為6.97 MPa，僅與應(yīng)力峰值相差8.14 MPa；當(dāng)采用垂直錯(cuò)布置巷道時(shí)，可于一采區(qū)各工作面增加24 m 面寬，顯著提高資源采出率，產(chǎn)生8 154 萬元的效益。同時(shí)，東溝煤礦近距離煤層頂板相對堅(jiān)硬，垂直錯(cuò)布置巷道為考慮塑性區(qū)、應(yīng)力分布、經(jīng)濟(jì)效益下的巷道布置最優(yōu)方案，此時(shí)殘留煤柱應(yīng)力為12.66 MPa≥6.97 MPa（內(nèi)錯(cuò)距12 m）?，F(xiàn)場經(jīng)驗(yàn)表明，在煤層埋深較淺、垂直應(yīng)力相對較大時(shí)，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)可保證殘留煤柱相對穩(wěn)定，保障巷道支護(hù)效果和安全程度，避免或減小巷道服務(wù)期間的維修量，提高資源回收率，延長礦井壽命，增加經(jīng)濟(jì)效益，實(shí)現(xiàn)安全、高效生產(chǎn)。

5 回采巷道支護(hù)及圍巖控制效果

5.1 回采巷道支護(hù)

由于現(xiàn)場采用垂直錯(cuò)層位開采，受采動(dòng)影響較顯著，巷道圍巖應(yīng)力相對較高，因此需優(yōu)化巷道支護(hù)強(qiáng)度，提高錨桿支護(hù)可靠性[15-18]。東溝煤礦針對1301 巷道地質(zhì)情況，采用優(yōu)化支護(hù)參數(shù)和超前施工卸壓鉆孔的卸固結(jié)合手段實(shí)現(xiàn)高應(yīng)力區(qū)巷道圍巖穩(wěn)定性控制，可避免圍巖的變形與破壞，提高圍巖支護(hù)可靠性。其中，卸壓鉆孔措施主要包括：每日施工卸壓鉆孔孔徑108 mm，孔深25 m，每組施工6 個(gè)孔，終孔間距1.5 m，外擴(kuò)巷道2 m，每天掘進(jìn)10 m，保持15 m 超前距。1301 巷道錨網(wǎng)支護(hù)如圖12。

圖12 1301 巷道錨網(wǎng)支護(hù)Fig.12 Bolt mesh support of 1301 roadway

1）巷道頂板。1301 煤巷為梯形斷面，設(shè)計(jì)凈寬5 000 mm，凈高3 300 mm（中高），巷道頂板采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，幫部采用錨網(wǎng)支護(hù)。頂部錨桿采用?20 mm×2 200 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂錨桿+金屬網(wǎng)（網(wǎng)格不大于100 mm×100 mm）+10 mm厚金屬托盤+1 節(jié)樹脂藥卷。頂部錨桿支護(hù)間排距為1 000 mm×1 000 mm。

2）巷道兩幫。1301煤礦主體巷道采幫錨桿采用?18 mm×1 800 mm 玻璃鋼錨桿+HBPP40-40MS 型雙抗網(wǎng)+10 mm 樹脂托盤+1 節(jié)樹脂藥卷，錨桿支護(hù)間排距為1 000 mm×1 000 mm。非采幫錨桿采用?18 mm×1 800 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿+菱形網(wǎng)+10 mmQ235 托盤+1 節(jié)樹脂藥卷，錨桿支護(hù)間排距為1 000 mm×1 000 mm。

5.2 圍巖控制效果

當(dāng)B3煤層開采時(shí)，采用垂直錯(cuò)布置下位煤層巷道，留設(shè)20 m 殘留煤柱，有利于降低煤層回采期間工作面采動(dòng)影響，便于巷道圍巖支護(hù)，提高資源回采率。為驗(yàn)證B3煤層巷道布置方式是否合理，對B3煤層1301 工作面巷道回采期間圍巖變形量進(jìn)行監(jiān)測[13-14]，1301 巷道圍巖變形量監(jiān)測柱狀圖如圖13。

圖13 1301 巷道圍巖變形量監(jiān)測柱狀圖Fig.13 Histogram of 1301 roadway surrounding rock deformation monitoring

由圖13 可知，工作面采動(dòng)影響期間，巷道頂?shù)装逡平繛?2～85 mm，兩幫移近量為23～185 mm。現(xiàn)場結(jié)果表明，B3煤層巷道采用垂直錯(cuò)的方式布置為最佳布置方案，可保持較高的穩(wěn)定性，提高資源采出率，驗(yàn)證了理論計(jì)算與數(shù)值模擬的合理性。

6 結(jié) 語

1）通過理論計(jì)算確定東溝煤礦B42殘留煤柱的核區(qū)率為53.5%，在煤層走向方向上可形成有效承載上覆巖層載荷的彈性核區(qū)。其中，煤層開采殘留煤柱邊緣與支承應(yīng)力峰值水平距離為4.65 m，處于應(yīng)力降低區(qū)。

2）采用理論分析對上覆B42煤層殘留煤柱影響下位B3煤層巷道布置應(yīng)力、塑性區(qū)、巷道變形量情況展開研究。其中，B42煤層與B3煤層間距19 m，大于B42煤層集中應(yīng)力傳遞距離18 m，B3煤層巷道受上位煤層殘留煤柱影響較小。

3）根據(jù)FLAC3D數(shù)值模擬結(jié)果，考慮不同巷道布置方式下的應(yīng)力分布、塑性變形及經(jīng)濟(jì)效益可知：B3 煤層巷道采用垂直錯(cuò)布置、內(nèi)錯(cuò)距4～12 m時(shí)，可有效降低應(yīng)力集中程度，且巷道塑性變形量較小。同時(shí)，現(xiàn)場經(jīng)驗(yàn)表明：當(dāng)采用垂直錯(cuò)布置時(shí)，資源采出率較高，可滿足巷道穩(wěn)定性的要求。

4）現(xiàn)場采用垂直錯(cuò)巷道布置方式，實(shí)測數(shù)據(jù)表明：在巷道掘進(jìn)、工作面回采期間巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?2～85 mm，兩幫變形量為23～185 mm，巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟枯^小，圍巖可保持較高穩(wěn)定性。