具体实施方式

本发明实施例中，一种源头减弱采动地裂缝发育的煤柱间隔错式工作面布局方法，其包括以下步骤：

步骤1.根据煤层发育情况、地质构造、水文地质、瓦斯、煤尘生产地质条件，结合采掘工程平面图、井上下对照图，确定所要开采区域的上煤层工作面5、下煤层工作面4的整体布局形式；

步骤2.结合矿井开采设计说明书，确定上煤层工作面5、下煤层工作面4采用的采煤方法、采煤工艺、巷道布置、采空区处理方法、工作面走向长度、工作面倾向长度、采高等；

步骤3.确定间隔煤柱宽度；

步骤4.根据上煤层工作面5、下煤层工作面4的整体布局方式，采用数值模拟、理论计算手段，结合上煤层工作面、下煤层工作面的生产地质条件、岩层物理力学参数，构建实质反映上煤层工作面5、下煤层工作面4生产地质条件的数值模拟计算模型以及监测获取煤层开采过程中的地表沉陷数据，并绘制地表沉陷曲线；

步骤5.根据工作面布局方式，确定上煤层工作面5、下煤层工作面4的开采顺序，形成采煤系统、掘进系统、运输系统、通风系统、排水系统等。

本实施例中，所述步骤1中，其包括两种整体布局形式：煤柱间隔外错式与煤柱间隔内错式；所述煤柱间隔外错式与煤柱间隔内错式呈反向布局。

请参阅图2，作为较佳的实施例，所述煤柱间隔外错式中，

上煤层工作面5倾向长度小于下煤层工作面4倾向长度；

上煤层布置工作面，被划分为一段；下煤层布置工作面被划分为两段，且分别对应布置下煤层工作面第一段6与下煤层工作面第二段7；

下煤层工作面第一段6和下煤层工作面第二段7之间留设有下煤层间隔煤柱8；

且，下煤层工作面第一段6、下煤层工作面第二段7的两端外错于上煤层工作面5。

请参阅图1，本实施例中，所述煤柱间隔内错式中，

上煤层工作面5倾向长度大于下煤层工作面4倾向长度；

上煤层布置工作面被划分为两段，分别对应布置上煤层工作面第一段1与上煤层工作面第二段2；下煤层布置工作面，被划分为一段；

上煤层工作面第一段1和上煤层工作面第二段2之间留设有上煤层间隔煤柱3；

且，下煤层工作面4的两端内错于上煤层工作面5。

本实施例中，所述步骤3中，

根据工作面布局方式，以煤层赋存生产地质条件、岩层物理力学参数为基础资料，建立数值计算模型，研究分析不同间隔煤柱宽度时的应力分布；

根据应力分布特点，遵循节约资源、安全高效、利于巷道长久通畅的原则，确定间隔煤柱宽度的合理取值。

本实施例中，还包括：

采用煤柱宽度计算表达式，理论计算确定煤柱宽度，结合数值模拟结果，确定间隔煤柱宽度最终取值，弥补单一研究手段的局限性，提高结果准确性和可靠性。

具体实施例：某矿开采8号和9号煤层，煤层厚度分别为2.2m和2.0m，煤层倾角为3°，为近水平煤层。层间距为18m。9号煤层底板为粉砂质粘土岩、粘土质粉砂岩、细砂岩，顶板为灰色粘土岩、粘土质粉砂岩、灰岩、粉砂质粘土岩、中细粒砂岩；8号煤层底板为炭质粘土岩，顶板为石灰岩、细砂岩。

步骤1)：确定工作面整体布局形式

矿井所处井田为大威岭背斜西部，井田四周为F1、F2、F3、F5四条主要断层围限，井田内断层稀少，主要构造为一跨度较大而又极为宽缓的褶曲，总体为较稳定的单斜构造，构造复杂程度属于简单类型。8号煤层瓦斯含量为9.45m³/t；9号煤层含量为9.23m³/t，按煤与瓦斯突出矿井管理。8号、9号煤层鉴定结果自燃倾向性均为三类，属不易自燃煤层。井田内长兴组岩溶裂隙含水层及龙潭组层状裂隙含水层为矿井直接充水含水层。井田水文地质勘探类型属中等。对煤尘爆炸试验样14件煤尘的爆炸性进行了测试，煤尘不具有爆炸危险性。

根据以上生产地质条件，工作面开采顺序采用下行式开采，8号煤层具有煤与瓦斯突出危险性，不应留设煤柱，为避免煤柱造成的应力高度集中对9号煤层开采产生后续影响。因而，8号煤层工作面为一段，9号煤层工作面分为两段，确定工作面整体布局形式为工作面煤柱间隔外错式。

步骤2)：确定工作面采掘参数

①采煤方法：8号煤层和9号煤层工作面的采煤方法为走向长壁后退式采煤法。

②采空区处理方法：全部垮落法管理采空区顶板。

③采煤工艺：采煤工艺为综采，8号煤层和9号煤层采高为1.8m。

④工作面倾向长度：根据本矿井煤层及开采技术条件，参照国内、外类似条件资料，8号煤层工作面倾向长度确定为170m，9号煤层工作面倾向长度确定为120m。

⑤巷道布置：采区回风上山沿8号煤层布置，胶带输送机上山和轨道上山布置在9号煤层底板。工作面巷道为分煤层布置，不设集中巷。工作面巷道为单巷布置，采用“U”型通风方式，巷道通风一进一回。巷道挂中线施工，以保证工作面的等长。

⑥巷道联络方式：轨道上山与工作面巷道间的联络方式采用甩车场加区段石门或甩车场加区段联络斜巷的形式。胶带输送机上山与工作面巷道采用溜煤眼联系方式。回风上山以斜巷的方式与工作面巷道联络。

⑦巷道支护方式：工作面巷道断面为矩形，采用“锚网喷+钢带”的组合支护形式，回风巷净断面为10.2m²，运输巷净断面为11.6m²。其中，9号煤层工作面第一段的回风巷、第二段的运输巷沿留设煤柱走向方向的边界掘进施工。

步骤3)：确定9号煤层工作面第一段和第二段之间的煤柱间隔宽度

参阅图4，根据8号煤层、9号煤层工作面布局方式，建立UDEC数值模拟计算模型，分析间隔煤柱宽度分别为8m、11m、15m、17.8m、26m、40m的垂直应力分布，如图4所示。可知间隔煤柱宽度为26～40m时，垂直应力显著降低。确定间隔煤柱宽度的合理取值范围为26～40m。

为弥补单一研究手段的局限性，提高结果准确性和可靠性。采用煤柱宽度计算表达式，理论计算获得煤柱宽度值，结合数值模拟的合理范围，确定间隔煤柱宽度最终取值。

参阅图5，从煤柱边缘到深部，一般可出现破裂区Ⅰ、塑性区Ⅱ和弹性区Ⅲ(图5)，弹性核理论基本观点是上工作面开采完成一段时间后，采空区和下工作面区段平巷之间保护煤柱的力学状态应为弹性核区和两侧塑性变形区，弹性核区宽度应大于等于两倍煤层开采高度。

即

B≥2x₀+(1～2)m (2-1)

式中：

B—煤柱理论宽度；

x₀—煤柱边缘塑性区宽度；

m—煤柱高度；

煤柱边缘塑性区宽度x₀，即支承压力与煤体边缘之间的距离，运用极限平衡理论可得：

式中：

M—煤层厚度；

f—煤层与顶底板的摩擦系数；

H—煤层埋深；

γ—煤层上覆岩层平均容重；

C—煤层内聚力；

—煤层的内摩擦角；

p_i—支架对煤帮的阻力；

k—应力集中系数；

ξ—煤层三轴应力系数，等于

根据现有的生产地质资料，9号煤层厚度为2.0m，煤层与顶底板的摩擦系数f＝0.2，煤层平均埋深为220m，煤层上覆岩层平均容重取25KN/m³，煤体内聚力C＝1.2MPa，煤体内摩擦角支架对煤帮的阻力p_i取值0，应力集中系数k＝2.5，煤层三轴应力系数ξ取值为2.11。

根据计算公式(2-1)、(2-2)，得出一侧采空煤体塑性区宽度x₀为18.1m，形成稳定煤柱的临界宽度38.2～40.2m。结合数值模拟结果，间隔煤柱宽度取值为40m。

步骤4)：预测8号煤层、9号煤层工作面开采后的地表沉陷程度

参阅图6、7、8，根据8号煤层、9号煤层工作面煤柱间隔错式布局方式，建立UDEC数值计算模型，模型地表布置用于获取地表沉陷数据的监测线。

步骤5)：制定生产系统设计方案

确定8号煤层、9号煤层工作面的开采顺序为下行式开采，开采顺序为8号煤层工作面→9号煤层工作面第一段→9号煤层工作面第二段。

①原煤运输系统：8号煤层、9号煤层回采工作面生产的原煤经工作面运输巷、区段溜煤眼、胶带输送机上山运至井底煤仓，再经斜井胶带输送机运至地面。

②辅助运输系统：8号煤层、9号煤层工作面所需的材料、设备由副斜井、大巷进入采区轨道石门，经轨道上山、中部车场及联络斜巷、工作面回风巷运入；8号煤层、9号煤层工作面巷道掘进煤经掘进胶带输送机汇入主煤系统。其他掘进煤(矸石)由辅助运输系统(材料运输的反向方向)经大巷和副斜井运至地面。

③通风系统：：8号煤层、9号煤层工作面所需新鲜风流，由地面进入副斜井和主斜井，经大巷、轨道下山、中部车场及联络斜巷、运输巷进入工作面。工作面乏风经回风巷，回风联络巷、回风上山、回风大巷和回风斜井排至地面。④排水系统：8号煤层、9号煤层工作面运输巷、回风巷以及掘进头均配备有污水泵。回采或掘进工作面涌水经自流或污水泵排至轨道上山，然后自流经轨道大巷到井底水仓。最后经矿井主排水泵排至地面。

上所述的，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。