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(jù)了很大的比例，如西山礦區(qū)、大同礦區(qū)與神東礦區(qū)等[1]。隨著開采規(guī)模的不斷增大，許多礦區(qū)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(wěn)定性差，支護較為復雜[2]。目前，許多學者對采空區(qū)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(guī)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(qū)詳細分析了采空區(qū)下巷道支護成套技術及現(xiàn)場應用情況。本文針對西銘礦采空區(qū)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(qū)，開采3號煤層，東為43106采空區(qū)，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(qū)，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(qū)穩(wěn)定可采煤層，3號煤層頂?shù)装鍘r層情況如表1所示。

表1 3號煤層頂?shù)装逄卣?/p>

2 下煤層工作面巷道合理位置的確定

根據(jù)前人研究結果可知，目前近距離煤層采空區(qū)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(huán)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(jù)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(shù)據(jù)代入式(1)，可得：

L≥9.04 m

根據(jù)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(xiàn)一種不均勻分布的狀態(tài)，所以考慮1.2的安全系數(shù)，即下煤層巷道的內錯距離為1.2×9.04=10.85 m。因此，采空區(qū)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(fā)生一定程度的破壞，根據(jù)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(shù)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(fā)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(fā)育，需采取適當?shù)闹ёo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(jù)層間距的不同，對處于不同區(qū)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(fā)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(fā)育程度較高，因此采用錨桿+錨索+工字鋼棚聯(lián)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(xù)性較好，因此采用錨桿+工字鋼棚聯(lián)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(yè)試驗

根據(jù)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(jiān)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(shù)據(jù)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(lián)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?shù)装逡平糠€(wěn)定在72 mm，兩幫移近量穩(wěn)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(qū)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(qū)支護原則，確定了不同層間距時的巷道支護方式，通過工業(yè)試驗，取得了良好的應用效果。