近距離煤層群采空區下開采巷道支護技術研究

張 波

(西山煤電股份公司 西銘礦，山西 太原 030052)

在我國，近距離煤層群在煤炭賦存資源中占據了很大的比例，如西山礦區、大同礦區與神東礦區等[1]。隨著開采規模的不斷增大，許多礦區都對近距離煤層群下煤層進行開采，當煤層的層間距較小時，上煤層的開采對下煤層產生了較大的采動影響，上部工作面遺留煤柱會在底板巖層中傳遞應力，使下部煤層工作面巷道所處位置應力分布不均勻，巷道圍巖穩定性差，支護較為復雜[2]。目前，許多學者對采空區下巷道支護技術做了大量的研究。張百勝[3]對上煤層開采后的底板破壞范圍進行了研究，確定了下部煤層巷道的位置及相應的支護方式；王龍飛等[4]分析了上煤層底板應力分布規律，針對不同層間距提出了對應的支護方式；張忠溫等[5]針對平朔礦區詳細分析了采空區下巷道支護成套技術及現場應用情況。本文針對西銘礦采空區下煤層43104工作面巷道頂板受力情況，研究確定合理的巷道布置及支護方式。

1 工程概況

西銘礦43104工作面位于井下西十一采區，開采3號煤層，東為43106采空區，南鄰3號煤回風巷，西部為已回采的43102工作面，北為隨老母斷層。該面上覆2號煤均已回采，北部切眼附近為巨成礦2號煤的小窯破壞區，2號煤與3號煤的層間距為7～15 m，平均11 m左右，屬于典型的近距離煤層。2號煤層厚度為2.25～3.43 m，平均2.8 m；3號煤層厚度為1.20～2.60 m，平均1.9 m，煤層平均傾角為5°，屬于全區穩定可采煤層，3號煤層頂底板巖層情況如表1所示。

表1 3號煤層頂底板特征

2 下煤層工作面巷道合理位置的確定

根據前人研究結果可知，目前近距離煤層采空區下巷道布置方式可以分為外錯式、重疊式、內錯式三種。結合西銘礦43104工作面的實際條件，采用內錯式布置巷道方式(如圖1所示)，不但可以改善巷道所處應力環境，也可以減小上部遺留煤柱對下煤層工作面的影響。

圖1 巷道布置示意

根據礦山壓力力學分析和前人總結出的內錯距計算公式，將下煤層巷道布置于上煤層遺留煤柱影響范圍之外，可以按照下式計算內錯距離[3]：

L≥(h1+h2)tanθ

(1)

式中：L為上、下煤層巷道錯距，m；h1為層間巖層厚度，取均值11 m；h2為下煤層巷道高度，取1.9 m；θ為應力影響角，取35°。

將數據代入式(1)，可得：

L≥9.04 m

根據計算結果，下煤層工作面巷道內錯距離不小于9.04 m即可，但考慮到受上部遺留煤柱的應力傳遞影響，下煤層工作面應力呈現一種不均勻分布的狀態，所以考慮1.2的安全系數，即下煤層巷道的內錯距離為1.2×9.04=10.85 m。因此，采空區下煤層內錯距離不小于10.85 m即可，為方便工作面測量計算，按內錯距離11 m布置巷道。

3 上煤層開采影響分析

3.1 底板最大破壞深度

近距離煤層上煤層開采后，底板巖層會受采動影響發生一定程度的破壞，根據滑移線場理論，可以得到底板最大破壞深度的計算公式：

(2)

把各項參數代入公式(2)中，可得：h3=11.5 m。即上煤層開采后底板破壞的最大深度為11.5 m。

3.2 下煤層工作面巷道頂板類型

將底板最大破壞深度與層間距作比較，可以將下煤層頂板分為兩種情況：

1) 裂隙發育頂板。當層間距小于上煤層底板最大破壞深度時，上煤層的開采對下煤層頂板已經產生了損傷破壞，頂板裂隙發育，需采取適當的支護技術。

2) 普通頂板。當層間距大于上煤層底板最大破壞深度時，上煤層的開采未波及到下部煤層，因此下部煤層工作面頂板完整性較好，對其進行一般支護即可。

4 巷道分段支護設計

4.1 巷道支護原則

1) 根據層間距的不同，對處于不同區域的頂板采取相應的支護措施；

2) 當層間距較小時，頂板裂隙發育程度較高，應加強巷道支護。

針對該礦3號煤層與2號煤層的層間距為7～15 m，3號煤層43104工作面設計采用分段支護方式，在層間距小于11.5 m時與層間距大于11.5 m時，分別采用不同的方式支護巷道。

4.2 層間距為7.0～11.5m時

當層間距小于11.5 m時，工作面頂板巖層遭到損傷破壞，裂隙發育程度較高，因此采用錨桿+錨索+工字鋼棚聯合支護技術，支護斷面如圖2所示。

圖2 巷道支護斷面(mm)

如圖2所示，工字鋼采用11號工字鋼棚，棚腿長2.75 m，鋼棚梁長3.7 m，排距為0.7 m，每排布置兩架；巷道頂板采用長度為1.8 m、直徑為18 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距采用0.8 m×1.0 m，頂板中部錨桿垂直頂板布置，最外側兩側錨桿傾斜30°布置，距離兩幫0.4 m。采用直徑為17.8 mm、長6 m的錨索支護，間排距為2.0 m×2.0 m。

4.3 層間距11.5m以上時

當層間距大于11.5 m時，上部煤層的開采對下部煤層的影響較小，頂板完整性與連續性較好，因此采用錨桿+工字鋼棚聯合支護技術，如圖3所示。

工字鋼采用11號工字鋼棚，棚腿長2.75 m，鋼棚梁長3.7 m，排距為0.7 m，每排布置兩架；巷道頂板采用長度為1.8 m、直徑為18 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距采用0.8 m×1.0 m，頂板中部錨桿垂直頂板布置，靠兩幫兩根錨桿傾斜30°布置，距離兩幫0.4 m。

圖3 巷道支護斷面(mm)

5 工業試驗

根據以上分析，西銘礦43104工作面巷道采用內錯11 m布置。完成巷道掘進后，采用十字布點法對巷道表面位移進行了監測，以檢驗支護效果。在運輸巷道每隔50 m設置1個測點，觀測周期為30 d，對數據進行匯總處理后，得到如圖4所示的巷道圍巖表面變形位移變化。

圖4 巷道圍巖位移變形量

由圖4可知，43104工作面巷道在采取錨桿+錨索+工字鋼聯合支護方式后，0～20 d內，變形速度較快，變形量較大；20 d后，巷道圍巖變形量趨于緩和。最終巷道頂底板移近量穩定在72 mm，兩幫移近量穩定在45 mm，巷道變形得到了有效控制，可保證工作面的安全生產。

6 結 語

針對西銘礦近距離煤層采空區下煤層巷道支護難的問題。本文通過理論分析確定了上部煤層開采后底板巖層最大破壞深度、確定了下煤層工作面巷道內錯11 m布置，并采用分區支護原則，確定了不同層間距時的巷道支護方式，通過工業試驗，取得了良好的應用效果。