田城伙

（西山煤電(集團)有限責任公司，山西 太原 030000）

在西山井田，很多礦井都面臨著近距離煤層開采的問題，其中，西銘礦主采2、3、8和9號煤層，8和9號煤層平均間距僅有1.8 m，屬于極近距離煤層，開采時上、下相互影響較大，造成了下煤層回采巷道的支護管理困難。合理的選擇回采巷道的布置方式和支護參數(shù)，有力于控制巷道圍巖變形，保障工作面安全生產(chǎn)[1]。本文以西銘礦49405工作面實際地質(zhì)條件為工程背景，對工作面回采巷道及其支護方案進行分析研究，為工作面安全高效生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。

1 工作面概況

49405工作面位于南四采區(qū)，主采9號煤層，其上部為8號煤層采空區(qū)，工作面煤層厚度為2.0～3.5m，平均2.75 m，屬于中厚煤層，煤層傾角為1°～11°，平均6°，為近水平煤層，工作面煤層結(jié)構(gòu)簡單，厚度穩(wěn)定。工作面距離上覆采空區(qū)1.2～4.9m，平均2.8m，層間巖層為細粒砂巖，強度較大，承載能力較好。

圖 1 煤層綜合柱狀圖

49405工作面走向長度約1810 m，傾斜長度為153 m，工作面兩側(cè)布置回風巷和運輸巷，巷道均為梯形斷面，上寬3.1 m，下寬4.2 m，高3.2 m，凈斷面積11.68 m2。工作面煤層直接頂為層間巖層，基本頂為原8號煤層上覆關(guān)鍵層，巖性為石灰?guī)r，平均厚度為7.82m，在8號煤層開采后已受到一定破壞，工作面煤層直接底為0.95m厚的細粒砂巖，基本底為2.21 m厚的中粒砂巖。其煤層附近綜合柱狀圖如圖1所示。

2 確定巷道合理位置

2.1 上煤層底板破壞深度研究

上煤層開采后，圍巖應力重新分布，對煤層底板造成一定破壞，如圖2所示。

圖 2 煤層底板破壞模型

由圖2所示，工作面底板破壞的過程可由塑性區(qū)的形成和發(fā)展過程解釋。在上煤層開采后，支承壓力重新分布，在煤壁附近形成應力增高區(qū)（Ⅰ區(qū)），當?shù)装逯С袎毫Υ笥趲r體極限強度時，底板發(fā)生塑性變形，在水平方向上，巖層膨脹變形導致過渡區(qū)（Ⅱ區(qū)）巖體受壓變形，并將應力傳遞至被動區(qū)（Ⅲ區(qū)），由于過渡區(qū)和被動區(qū)在采空區(qū)一側(cè)，巖體變形后向采空區(qū)內(nèi)膨脹，形成工作面底鼓變形現(xiàn)象[2]。

根據(jù)滑移現(xiàn)場理論，支承壓力作用下煤層底板破壞最大深度為：

式中：

φd-底板巖層內(nèi)摩擦角，°；

xa-煤體的塑性區(qū)寬度，m，其表達式為：

式中：

m-8號煤層厚度，m；

H-煤層埋深，m；

n-支承壓力集中系數(shù)；

Cm-煤層內(nèi)聚力，MPa；

φm-煤層內(nèi)摩擦角，°；

γ-上覆巖層平均容重，MN/m3；

K1-最大應力集中系數(shù)。

根據(jù)礦井實測數(shù)據(jù)，支承壓力峰值位置在距離煤壁約10m處，因此可取K1為2，根據(jù)地質(zhì)資料，取φ為30°，m為4.2m，H為350m，n為3.0，Cm為3.2MPa，φm為25°，γ為0.025MN/m3，將數(shù)據(jù)代入式（1）、（2），可得8號煤層底板破壞深度為3.14m，大于層間巖層平均厚度2.8m。因此，下煤層回采巷道布置時，必須考慮上煤層殘留煤柱應力集中的影響。

2.2 巷道布置方式

對于近距離煤層，根據(jù)上、下煤層回采巷道空間關(guān)系，可分為內(nèi)錯式、外錯式和重疊式三種布置方式，三種方式各有優(yōu)劣，應結(jié)合實際情況，進行合理選擇。

（1）內(nèi)錯式布置：將下煤層巷道布置在上煤層工作面內(nèi)側(cè)，下煤層區(qū)段煤柱長度增加，導致工作面長度降低，造成一定的資源浪費，但是，將巷道布置在上煤層殘留煤柱應力降低區(qū)內(nèi)，圍巖相對穩(wěn)定，巷道掘進效率提高，能夠保障工作面的正常接替；

（2）外錯式布置：將下煤層巷道布置在上煤層工作面外側(cè)，殘留區(qū)段煤柱下方，下煤層區(qū)段煤柱長度減少，工作面長度有所增加，可提高煤炭資源的回收率，但是，將巷道布置在區(qū)段煤柱下，圍巖應力相對較高，巷道掘進較慢，支護管理困難；

（3）重疊式布置：將下煤層布置在上煤層回采巷道正下方，上、下煤層工作面長度相同，煤炭資源損失較少，但下煤層回采巷道施工困難，維護管理工作量大。

綜合以上分析，49405工作面回風巷道和運輸巷道均采用內(nèi)錯式布置。

2.3 回采巷道合理錯距

通過上面的分析可知，上煤層開采后，應力重新分布，在采空區(qū)殘留煤柱附近，形成應力集中區(qū)域，其中，靠近煤柱邊緣處形成應力峰值，且應力值向采空區(qū)方向迅速降低，趨于穩(wěn)定。

采用內(nèi)錯式布置就是要將下煤層巷道布置在殘留煤柱應力降低區(qū)內(nèi)，如圖3所示。

要確定下煤層巷道的合理位置，就是要得到應力峰值位置距離煤柱邊緣的距離。根據(jù)上圖所示，上煤層殘留區(qū)段煤柱與下煤層回采巷道間的水平距離表達式應為：式中：

Ln-回采巷道內(nèi)錯距離，m；

φ-應力傳播影響角，可取50°；

h1-下煤層巷道頂板厚度，取2.35 m；

h2-下煤層回采巷道斷面高度，取3.2 m。

將數(shù)據(jù)代入式（3），可得回采巷道內(nèi)錯距離應大于6.6 m。實際生產(chǎn)中，可取內(nèi)錯距為8.0 m，以保障巷道圍巖的穩(wěn)定。

圖 3 下煤層巷道布置示意圖

3 回采巷道支護參數(shù)的確定

3.1 支護方法的選擇

針對回采巷道的支護方式主要有錨桿、錨索、金屬網(wǎng)以及工字鋼棚等。錨桿支護的主要作用是將巷道下部松軟巖層懸吊在上部堅硬穩(wěn)定巖層內(nèi)，防止破碎巖層的破碎垮落，增強頂板整體強度，提高其承載能力；鋼帶和金屬網(wǎng)的作用較為接近，都是防止頂板破碎巖層掉落，使巷道圍巖形成整體結(jié)構(gòu)，有效擴散錨桿預應力，保證巷道支護效果；錨索是將巖層內(nèi)的弱面擠壓，提高頂板巖層整體強度，進一步發(fā)揮深部穩(wěn)定巖層的承載能力。

對于近距離煤層，下煤層回采巷道受采動影響，圍巖較為破碎，支護管理困難，采用單一的支護形式很難達到效果，因此，確定巷道合理位置后，選擇合理的支護方案也十分重要[3]。對于西銘礦49405工作面，層間頂板厚度為1.2～4.9 m，平均僅有2.8 m，層間厚度較小，錨索支護效果不佳。因此，綜合考慮，選擇錨網(wǎng)加工字鋼棚聯(lián)合支護方式，通過錨桿和金屬網(wǎng)加固頂板，使其整體強度增加，通過工字鋼棚進一步加固，防止頂板的整體垮落。

3.2 支護參數(shù)的理論計算

由于煤層間距較小，上、下煤層開采相互影響較大，為使錨桿兩端形成連續(xù)、均勻的擠壓加固拱，增強其承載能力，因此，可以按照加固拱理論計算錨桿支護參數(shù)。

（1）錨桿長度的確定

按照加固拱理論，錨桿長度可表示為：

式中：

Lg-錨桿長度，m；

N-圍巖穩(wěn)定影響系數(shù)，可取1.2；

W-巷道寬度，取3.65m。

將數(shù)據(jù)代入式（4），可得錨桿長度至少應為1.758m，因此，確定錨桿長度為1.8m。

（2）錨桿直徑的確定

錨桿的直徑與長度滿足以下關(guān)系：

式中：

D-錨桿直徑，m。

將數(shù)據(jù)代入式（5），可得錨桿直徑至少應為0.016 m，考慮巷道圍巖較為破碎，為增強錨桿承載能力，確定錨桿直徑為22 mm。

（3）錨桿間排距的確定

錨桿實施加預應力后，在巖層中以一定角度β形成應力作用區(qū)，錨桿間排距可表示為：

式中：

a-錨桿間排距，m；

L1-錨桿外露長度，取0.15m；

β-應力區(qū)影響角，取40°。

將數(shù)據(jù)代入，可得錨桿間排距最大應為1.35 m。

考慮一定安全系數(shù)，取頂錨桿間排距為0.8×0.8m，每排布置4根，中間錨桿垂直頂板布置，兩側(cè)錨桿分別向兩幫傾斜15°布置；幫錨桿間排距取1.0×1.0m，上部錨桿距離頂板0.6 m，底部錨桿距離底板0.6 m，每幫每排布置3根，均水平布置。

（4）其他支護參數(shù)

頂錨桿采用加長錨固，錨固劑采用1支K2355和1支Z2355，幫錨桿錨固劑采用1支Z2355樹脂錨固劑；采用方形托盤，托盤規(guī)格為120×120×8mm，金屬網(wǎng)采用8#鐵絲網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格為1.2×2.5m；工字鋼棚采用11號工字鋼，梁長3.2m，腿長2.8m，棚距1.0 m。

巷道支護斷面圖如圖4所示。

4 結(jié)論

根據(jù)西銘礦49405工作面實際地質(zhì)資料，分析回采巷道合理布置位置及控制方式，得到以下結(jié)論：

（1）利用滑移線場理論，計算上覆8號煤層采空區(qū)底板破壞最大深度為3.14 m，大于層間巖層平均厚度；

（2）分析三種巷道布置方式的優(yōu)缺點，結(jié)合工作面實際，確定采用內(nèi)錯布置，合理錯距應為8.0m；

（3）根據(jù)加固拱理論，確定巷道支護參數(shù)，在實際生產(chǎn)中取得了良好效果，為安全生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。

圖 4 巷道支護斷面圖（單位：mm）