張士鈺

(山西焦煤集團有限責(zé)任公司官地礦，山西省太原市，030053)

近距離煤層開采是我國煤層開采類型中最為難以管理的類型之一，特別是當(dāng)層間距極近或者頂板松軟破碎時。近距離煤層圍巖控制難題的關(guān)鍵在于上部煤層開采后對上、下兩煤層的夾層造成損傷，特別是下行開采時，下部煤層頂板遭到破壞性損傷，且上部煤層開采后遺留煤柱中形成高的應(yīng)力集中區(qū)，集中應(yīng)力向下部巖體或煤層中擴散，當(dāng)下部采空區(qū)下巷道位置選擇不合理時，巷道維護更是極其困難。近距離煤層布置巷道的原則之一是將巷道布置在采空區(qū)下方的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，而采用反向內(nèi)錯開采時下部煤柱留設(shè)過大，浪費大量煤炭資源，采用小煤柱時，由于上、下煤層采動相互影響嚴重，會造成應(yīng)力集中明顯，巷道圍巖難以控制，國內(nèi)外學(xué)者針對近距離煤層聯(lián)合開采進行了大量的研究并取得了重多研究成果。本文針對近距離煤層采空區(qū)下裂隙發(fā)育頂板巷道開展研究，特別是針對巷道布置位置選擇、裂隙發(fā)育頂板巖結(jié)構(gòu)窺視分析、應(yīng)力降低區(qū)范圍確定和裂隙發(fā)育頂板圍巖控制開展研究，并進行了現(xiàn)場試驗。

1 巷道圍巖結(jié)構(gòu)窺視分析

充分掌握巷道圍巖性質(zhì)及結(jié)構(gòu)是開展巷道支護設(shè)計的前提，而目前在進行巷道設(shè)計時通常采用礦井初探期間的鉆孔地質(zhì)資料和經(jīng)驗數(shù)據(jù)來確定，或者通過鉆孔巖粉的成分來分析頂板的狀況，缺乏及時性和準確性，特別是遭受上部煤層開采破壞后的下部煤層頂板，前期的柱狀資料可能無法反映真實狀況，因此需要采取掘進過程進行鉆孔窺視方案進行直觀的、適時的觀測，較為準確地掌握近距離上、下兩煤層夾層裂隙發(fā)育狀況。

官地礦13513副巷位于3#煤層，平均厚度3.3 m，平均傾角8°。2#和3#煤層間距約8.1 m，但變化幅度大。該區(qū)域2#煤已經(jīng)大部分采空，13513工作面上部為12517工作面和12519工作面采空區(qū)，二者煤柱寬度為25 m，屬于典型的近距離煤層采空區(qū)下巷道掘進，通過在采區(qū)集中巷開展鉆孔圍巖結(jié)構(gòu)窺視，得到區(qū)域頂板狀況如圖1所示。由圖1可知，近距離煤層層間距變化幅度大，層間距厚度不穩(wěn)定，上下波動達3 m以上；夾層裂隙發(fā)育程度高，特別是在0～0.5 m、1.1～1.5 m、2.1～2.4 m、2.8～3.3 m、6.3～7.2 m范圍內(nèi)，孔壁粗糙，巖層較松散，橫向裂隙和縱向裂隙貫通發(fā)育，裂隙發(fā)育程度高，松軟破碎，在鉆孔時成孔效果差。

官地礦目前常用的錨桿長度在1.8～2.4 m之間、錨索長度在4.3～8.3 m之間，錨桿和錨索錨固范圍內(nèi)巖層裂隙發(fā)育，影響錨固效果。對于提高裂隙發(fā)育巖體錨固力，一方面盡量將錨固端錨固到穩(wěn)定巖層中，同時采用全長錨固；另一方面采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。

圖1 頂板圍巖結(jié)構(gòu)窺視圖(單位：m)

2 巷道合理位置確定

2.1 巷道布置位置優(yōu)選

對于近距離煤層開采而言，為了避免上部煤層開采遺留煤柱對下部煤層巷道產(chǎn)生影響，根據(jù)下部煤層巷道應(yīng)布置在應(yīng)力降低區(qū)的原則下，將下部煤層巷道布置在采空區(qū)下，通常狀況下采用反向內(nèi)錯布置方式。該種方式可避開上部煤層應(yīng)力集中的影響，但是下部煤柱寬度要大于上部煤柱，當(dāng)上部煤柱寬度為20 m時，下部煤柱寬度一般至少為40 m，造成了大量的煤炭資源損失。

為了避免受上部煤柱應(yīng)力集中影響，同時減少下部煤層開采煤柱損失，提出采用同向內(nèi)錯布置方式，如圖2所示，將下部煤層的兩個相鄰工作面回采巷道均布置在采空區(qū)下方，二者可采用小煤柱開采，同時將上部煤層煤柱“甩”到工作面中部位置，這種方式可能會造成工作面中部壓力較大，但考慮到官地礦支架的支護強度高、工作面推進速度快、層間距相對較厚，可有效避免煤柱對工作面回采的影響。官地礦采用此種方式至少減少煤柱寬度20 m，節(jié)約煤炭資源約8萬t，關(guān)鍵在于大幅降低了巷道的維護難度，取得了良好的經(jīng)濟技術(shù)效益。

圖2 同向內(nèi)錯布置示意圖

2.2 上部煤層開采應(yīng)力分布狀況

13513工作面副巷上部為12517工作面和12519工作面，下部煤層巷道主要受上部遺留煤柱應(yīng)力集中的影響，為此采用數(shù)值模擬的方式分析了上部兩工作面開采后煤柱的應(yīng)力集中對下部煤層應(yīng)力分布特征的影響。

已知12517工作面同12519工作面間凈煤柱寬度約為25 m，12517工作面和12519工作面回采后煤柱應(yīng)力分布情況如圖3所示。由圖3可知，煤柱中形成的支承壓力呈馬鞍狀分布，靠近12519工作面的峰值為16.13 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達3.25，而靠近12517工作面的支承壓力峰值為24.06 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為4.86，在煤柱中央，應(yīng)力最小值為13.16 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.66，仍高于原巖應(yīng)力。煤柱中形成的支承壓力峰值靠近12517工作面一側(cè)要高于靠近12519工作面一側(cè)，煤柱上的應(yīng)力分布除了與巖性有關(guān)外，還與回采順序相關(guān)。

2.3 近距離下部煤層應(yīng)力分布特征

對于近距離煤層開采而言，下部煤層開采巷道支護研究的主要對象就是上部煤層殘留煤柱及采空區(qū)底板。上部煤層采出后，整個采場底板處于應(yīng)力降低區(qū)，而殘留煤柱內(nèi)形成了高集中應(yīng)力，高集中應(yīng)力會向底板傳遞和擴散，分析煤柱集中應(yīng)力分布特征，有助于搞清楚下部煤層頂板應(yīng)力集中區(qū)域，巷道布置避開高應(yīng)力范圍。

圖3 上部煤層采空后煤柱中支承壓力分布曲線

12517和12519兩個工作面回采后3#煤層采空區(qū)一側(cè)底板應(yīng)力分布曲線如圖4所示。由圖4可知，3#煤層所承受的支承壓力明顯升高，最大支承壓力為19.71 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達3.98。煤柱正下方的3#煤體中38.36 m的范圍內(nèi)屬于應(yīng)力增高區(qū)，大于上部煤柱的寬度(25 m)。當(dāng)巷道布置在12517工作面采空區(qū)下方時，巷道應(yīng)該布置在距12517工作面采空區(qū)邊緣水平距離20.24 m之外的應(yīng)力降低區(qū)之內(nèi)。

根據(jù)上述應(yīng)力分析，考慮到官地礦該工作面的布置情況，將13513工作面副巷距12517采空區(qū)邊緣的水平距離調(diào)整至57 m，使得巷道完全位于12517工作面采空區(qū)底板的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。

圖4 上部煤層回采后底板3#煤層中應(yīng)力分布曲線

3 支護方案

通過優(yōu)化巷道布置位置，使得13513工作面副巷處于非常有利的應(yīng)力環(huán)境，但是通過窺視結(jié)果發(fā)現(xiàn)3#煤頂板屬于裂隙發(fā)育頂板，同樣難以控制，為此一方面盡量將錨固端位于穩(wěn)定巖層中，同時采用全長錨固；另一方面特別破碎時采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。通過一次支護完全控制頂板變形，避免裂隙的進一步擴容變形，提出采用高預(yù)應(yīng)力全長錨固強力支護系統(tǒng)控制頂板變形，頂板采用?20 mm×2000 mm螺紋鋼錨桿支護，錨桿間排距900 mm×1000 mm，配W型鋼帶BHW3-280-3800-900-5；兩幫均采用?20 mm×2000 mm螺紋鋼錨桿支護，錨桿間排距為1000 mm×1000 mm，配鋼筋托梁；采用1卷MSCK2360和1卷MSK2380型樹脂錨固劑；錨索長度5.3 m，錨索間距1.8 m，排距2.0 m，采用1卷MSCK2360和2卷MSK2380型樹脂錨固劑。設(shè)計錨桿預(yù)緊力不低于50 kN，錨索張拉力不低于200 kN。

通過對掘進期間巷道的表面位移量進行觀測可知，巷道頂板的最大下沉量為23 mm,兩幫移近量為35 mm，巷道的變形量很小，并且掘進期間沒有出現(xiàn)冒頂狀況，巷道得到有效控制，不影響工作面正?；夭晒ぷ鳌?/p>

4 結(jié)論

(1)近距離煤層下部煤層巷道布置位置非常重要，采用同向內(nèi)錯布置，不僅使得巷道處于低應(yīng)力環(huán)境，同時大幅度降低煤炭資源損失。

(2)對于裂隙發(fā)育頂板，應(yīng)采用全長錨固將錨固端錨固穩(wěn)定巖層中，而當(dāng)頂板特別破碎時采用圍巖預(yù)注漿方式，改善圍巖結(jié)構(gòu)。

(3)對于近距離煤層采空區(qū)下裂隙發(fā)育頂板煤層巷道，采用高預(yù)應(yīng)力全長錨固強力支護系統(tǒng)，加大護表面積和強度很好地控制了圍巖的變形，取得了良好的效果。