趙 鵬

（西山煤電股份有限公司西銘礦，山西 太原 030052）

近距離煤層開采時(shí)，上、下煤層相互影響較大，尤其是煤層間距較小時(shí)，上煤層的開采造成圍巖應(yīng)力的重新分布，煤層底板受支承壓力影響而損傷破壞，導(dǎo)致下煤層開采前頂板完整性受到嚴(yán)重破壞，給下煤層的開采以及回采巷道的維護(hù)管理帶來了較大的困難[1-3]。

西銘礦屬于西山煤電集團(tuán)旗下主力礦井，位于山西省太原市附近，主采煤層包括2#、3#、8#以及9#煤層，其中，8#和9#煤層間距僅0.5～6.9m，平均1.8m，開采時(shí)相互影響較大，屬于極近距離煤層。8#煤層厚度平均為4.2m，9#煤層厚度平均為2.8m，層間巖層巖性以砂質(zhì)頁巖為主，強(qiáng)度較差，受8#煤層回采影響，9#煤層回采巷道極易發(fā)生冒頂，給礦井生產(chǎn)帶來安全隱患。

1 上煤層底板應(yīng)力分布特征

上煤層開采后，底板應(yīng)力重新分布，圖1所示，底板巖層由上至下依次分為拉伸破裂區(qū)、剪切滑移區(qū)和損傷破裂區(qū)。

圖1 煤層底板應(yīng)力分布圖

對(duì)于下煤層回采巷道，其頂板大多位于損傷破裂區(qū)或剪切滑移區(qū)，而底板巖層內(nèi)一點(diǎn)所受應(yīng)力大小，與上煤層殘留煤柱以及該點(diǎn)所處位置有著直接關(guān)系。如圖2所示，當(dāng)煤柱寬度較小時(shí)，底板應(yīng)力峰值位置處于煤柱中心線處，隨著煤柱寬度的增加，底板應(yīng)力分布呈現(xiàn)“馬蹄形”，應(yīng)力峰值位置出現(xiàn)在煤柱兩側(cè)邊緣處。下煤層回采巷道布置時(shí)，要注意盡量避開應(yīng)力集中區(qū)域，便于巷道的管理維護(hù)。

2 采空區(qū)下巷道變形破壞特征

上煤層開采后，引起底板損傷破壞，其破壞最大深度可由式（1）表示[4]。

式中：

h-煤層底板破壞最大深度，m；

γ-上覆巖層平均容重，取25kN/m3；

H-煤層埋深，取450m；

L-工作面長(zhǎng)度，取180m；

R-煤層單軸抗壓強(qiáng)度，取22MPa。

將數(shù)據(jù)代入式（1），可得煤層底板破壞最大深度為18.47m，遠(yuǎn)大于層間巖層厚度1.8m。因此，8#煤層開采后，底板完整性受到嚴(yán)重破壞。

將9#煤層回采巷道布置在上煤層采空區(qū)下應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，可以保持較小的礦山壓力，但由于上煤層底板已完全破壞，9#煤層頂板可能位于剪切滑移區(qū)，甚至拉伸破壞區(qū)內(nèi)，即使巷道布置避開了應(yīng)力集中區(qū)域，巷道的礦壓顯現(xiàn)仍會(huì)十分劇烈，圍巖變形也可能比較嚴(yán)重。因此，確定合理的支護(hù)方案對(duì)圍巖控制十分重要。

圖2 煤柱載荷作用下底板巖層應(yīng)力分布

3 下煤層巷道圍巖控制技術(shù)

3.1 破碎頂板支護(hù)特點(diǎn)

8#煤層開采后，其底板完整性遭到破壞，導(dǎo)致9#煤層巷道頂板較為破碎，與一般條件相比，破碎頂板本身強(qiáng)度較低，承載能力較差。9#煤層巷道支護(hù)時(shí)，需注意以下幾點(diǎn)：

（1）由于巷道頂板較為破碎，且層間巖層過薄，錨桿對(duì)圍巖的控制能力大幅降低，若垂直頂板布置錨桿，錨固區(qū)可能位于壓力拱內(nèi)，承載能力較低，無法達(dá)到預(yù)期的支護(hù)效果；若傾斜布置錨桿，兩幫巖塊受擠壓嚴(yán)重，巷道中部極易發(fā)生較大變形。因此，在9#煤層回采巷道圍巖相對(duì)破碎的區(qū)段，應(yīng)通過注入馬麗散等方法加固，提高圍巖承載能力，保障巷道穩(wěn)定；

（2）對(duì)于破碎巷道的支護(hù)，往往在支護(hù)產(chǎn)生效果前便發(fā)生較大變形，因此應(yīng)注意加大支護(hù)的初期強(qiáng)度，避免圍巖在支護(hù)初期便破碎失穩(wěn)；

（3）地下水會(huì)降低圍巖強(qiáng)度，影響錨桿桿體以及錨固劑的自身性質(zhì)，造成巷道圍巖發(fā)生較大變形，因此，必須注意地下水患的防治，尤其是8#煤層采空區(qū)內(nèi)積水，做好探放水工作，加強(qiáng)水的管理。

3.2 支護(hù)參數(shù)的確定

根據(jù)西銘礦9#煤層實(shí)際生產(chǎn)條件，確定工作面回采巷道為梯形斷面，上寬3.1m，下寬4.2m，高3.2m，凈斷面積11.68m2。通過前面的分析，上、下煤層層間距平均僅為1.8m，回采巷道布置在采空區(qū)下錨索支護(hù)無法產(chǎn)生應(yīng)有效果。因此，考慮破碎巷道支護(hù)原則和本礦實(shí)際面臨的問題，確定選擇為錨網(wǎng)加工字鋼棚聯(lián)合支護(hù)方式，利用錨桿和金屬網(wǎng)加固頂板，提高圍巖完整性，再利用工字鋼棚進(jìn)一步加固頂板，避免發(fā)生頂板的整體滑落失穩(wěn)。

（1）錨桿參數(shù)的確定

由于層間巖層厚度平均僅有1.8m，因此錨桿長(zhǎng)度最大為1.8m。錨桿直徑可由式（2）表示：

式中：

d-錨桿直徑，mm；

Q-錨桿拉拔力，可取60kN；

σ-桿體設(shè)計(jì)抗拉強(qiáng)度，取420MPa。代入式（2），可得錨桿直徑為：

由于圍巖較為破碎，考慮一定安全系數(shù)，頂板與兩幫錨桿直徑均取為22mm。

按照錨桿所能承載的壓力計(jì)算錨桿間排距。錨桿排距為：

式中：

Dr-錨桿排距，mm；

L-錨桿長(zhǎng)度，取1.8m。

代入可得錨桿排距為：

Dr=0.5×1.8=0.9m

錨桿間距為：

式中：

K-安全系數(shù)，取2；

γ-巖層平均容重，25kN/m3；

b-冒落拱最大高度，有

式中：

H-巷道高度，取3.2m；

f-煤體普氏系數(shù)，取2.1；

B-巷道寬度，取3.65m；

fd-巷道頂板普氏系數(shù)，取3。

將數(shù)據(jù)代入式（5）、（6），可得冒落拱高度為1.15m，將得數(shù)代入式（4），可得：

通過計(jì)算結(jié)果，確定頂錨桿間排距為0.8m×0.8m，中間兩根垂直頂板布置，兩側(cè)錨桿向兩幫傾斜15°布置，幫錨桿間排距為1.0m×1.0m，頂部錨桿距離頂板0.6m，底部錨桿距離底板0.6m，每排每幫布置3根，均水平布置。

（2）其他參數(shù)的確定

頂板錨桿錨固劑采用1支K2355和1支Z2355，加長(zhǎng)錨固段長(zhǎng)度，兩幫采用1支Z2355樹脂錨固劑，托盤規(guī)格均采用120mm×120mm×8mm的方形托盤，金屬網(wǎng)采用8#鐵絲網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格為1.2m×2.5m；工字鋼棚采用11#架棚，棚距為1.0m。巷道斷面支護(hù)圖如圖3所示。

圖3 巷道斷面支護(hù)圖（單位：mm）

4 結(jié)語

（1）上煤層開采后，底板應(yīng)力重新分布，當(dāng)上煤層區(qū)段煤柱寬度較大時(shí)，底板應(yīng)力分布呈“馬蹄形”，在煤柱兩側(cè)位置出現(xiàn)應(yīng)力峰值；

（2）對(duì)上煤層底板破壞深度進(jìn)行計(jì)算，破壞最大深度可達(dá)18.47m，遠(yuǎn)超層間巖層厚度1.8m，所以9#煤層巷道頂板完整性受到破壞，較為破碎，承載能力降低；

（3）根據(jù)研究結(jié)果，分析9#煤層回采巷道圍巖變形特點(diǎn)，對(duì)回采巷道進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì)，為工作面的安全高效生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。