李慶墅

（潞安集團(tuán)蒲縣后堡煤業(yè)，山西 蒲縣 041200）

1 工程概況

潞安集團(tuán)后堡煤業(yè)1003 工作面開(kāi)采10 號(hào)煤層，工作面東側(cè)為實(shí)體煤，西部為1005 工作面采空區(qū)，南部為井田邊界，北為采區(qū)軌道巷、采區(qū)皮帶巷和采區(qū)回風(fēng)上山。10 號(hào)煤層標(biāo)高為+1122～1177 m，平均煤層厚度2.5 m，頂板以泥巖、粉砂巖為主。工作面煤層傾角1°～5°，堅(jiān)硬系數(shù)為2～3。1003工作面上方為9 號(hào)煤層，標(biāo)高+1140～1170 m，煤層平均厚度為1.3 m，頂板主要以泥巖、砂質(zhì)泥巖和石灰?guī)r為主，底板以泥巖和鋁質(zhì)泥巖為主。1003 工作面上部9 號(hào)煤層0905、0903、0901 工作面已回采結(jié)束，9 號(hào)、10 號(hào)工作面上下位置如圖1。兩煤層上下平均垂直距離在10～20 m 左右。近距離下煤層開(kāi)采時(shí)[1-5]，受上位煤層采空區(qū)與煤柱集中應(yīng)力的影響，下煤層巷道頂板巖層破碎性增加，圍巖承載能力降低，巷道圍巖片幫、冒頂次數(shù)頻繁，回采巷道穩(wěn)定性控制效果較差。

圖1 1003 工作面上下層位關(guān)系

2 1003 工作面受力分析

上位煤層進(jìn)行長(zhǎng)壁開(kāi)采充分垮落后，根據(jù)滑移線理論可以將底板破壞區(qū)域劃分為I 主動(dòng)極限區(qū)、II過(guò)渡區(qū)、III被動(dòng)極限區(qū)。隨著上部9號(hào)煤層的開(kāi)采，支承壓力會(huì)在上方未采煤體中形成應(yīng)力集中，集中后的應(yīng)力通過(guò)煤體和兩煤層中間巖層向下傳遞，引起下煤層頂板應(yīng)力升高。當(dāng)層間距較小時(shí)，上方應(yīng)力傳遞后在下煤層頂板的集中程度更大，很容易造成下煤層的頂板巖層破碎。底板損傷破壞范圍如圖2，其中h 為底板破壞深度，x0為煤壁塑性區(qū)寬度。

圖2 底板損傷破壞分析

根據(jù)圖2 對(duì)上方底板應(yīng)力和底板破壞范圍的研究可知，底板垂直應(yīng)力分布呈現(xiàn)擴(kuò)散狀曲線，隨著底板深度的增加，垂直應(yīng)力集中程度逐漸減小，等值線由密變疏；而水平應(yīng)力呈紡錐形分布，應(yīng)力系數(shù)不斷隨底板深度的增加而降低，等值線逐漸變得稀疏；剪切應(yīng)力呈現(xiàn)兩個(gè)對(duì)稱的橢圓形分布，應(yīng)力值逐漸降低。在設(shè)計(jì)煤柱寬度為10 m、15 m、20 m的基礎(chǔ)上，按照上方載荷10 MPa 進(jìn)行計(jì)算得到的分布曲線可知，煤柱中心位置之下受力最大，往兩側(cè)衰減的也最快，底板的破壞深度和破壞范圍與煤柱寬度成正比。因此，針對(duì)上方不同的煤柱寬度，確定下方巷道的具體布置位置是最重要的。

3 1003 工作面巷道穩(wěn)定性控制探究

3.1 1003 工作面巷道布置研究

上部煤層采空后，在實(shí)體煤對(duì)下部底板產(chǎn)生應(yīng)力集中影響下，下部煤層巷道布置位置可以分為外錯(cuò)式、內(nèi)錯(cuò)式和重疊式三種。外錯(cuò)式布置時(shí)，下煤層1003 工作面回采巷道處在殘留煤柱集中應(yīng)力影響范圍內(nèi)，巖層裂隙發(fā)育更為容易，上下煤層采空區(qū)導(dǎo)通后容易出現(xiàn)防火問(wèn)題；重疊式布置時(shí)，上方殘留煤柱壓力全部由下方煤柱承擔(dān)，在上方載荷較大或下方煤體較軟弱情況下，容易發(fā)生失穩(wěn)破壞現(xiàn)象；而在采用內(nèi)錯(cuò)式布置時(shí)，上方采空區(qū)應(yīng)力先期已釋放一部分，層間巖層裂隙發(fā)育可能也降低，能夠保證下煤層巷道的穩(wěn)定性。因此，下煤層巷道的位置選擇應(yīng)該確定為內(nèi)錯(cuò)式。為研究1003 工作面巷道布置的內(nèi)錯(cuò)距離，選取層間距為3 m、5 m、8 m、10 m、12 m 和內(nèi)錯(cuò)距離5～35 m 的范圍進(jìn)行研究，結(jié)果如圖3。

層間距與下煤層巷道受采動(dòng)應(yīng)力影響的破壞程度成正比。在內(nèi)錯(cuò)距離15 m 以內(nèi)時(shí)巷道位于應(yīng)力升高區(qū)域，頂?shù)装逦灰屏繜o(wú)明顯減?。浑S內(nèi)錯(cuò)距離增加，頂?shù)装逡平坑?40 mm 減小到240 mm，兩幫變形量由900 mm 減小到200 mm；在內(nèi)錯(cuò)距離30 m 時(shí)巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定。在層間距一定情況下，1003 工作面巷道合理內(nèi)錯(cuò)距離為30 m。

圖3 巷道圍巖變形與內(nèi)錯(cuò)距離關(guān)系

3.2 1003 工作面巷道支護(hù)技術(shù)研究

在近距離下煤層巷道控制措施中，除了要將巷道盡可能布置在應(yīng)力降低區(qū)，還要采取強(qiáng)力支護(hù)措施進(jìn)行巷道圍巖控制。10 號(hào)煤層1003 工作面采用同向內(nèi)錯(cuò)式布置，工作面運(yùn)輸順槽在上方9 號(hào)煤層采空區(qū)下方，巷道中線距離上方殘留煤柱邊緣水平距離為30 m。巷道斷面為梯形，掘進(jìn)斷面上邊寬度為3.86 m，下邊寬度為4.8 m，掘進(jìn)高度為2.67 m，凈斷面上邊寬度為3.56 m，下邊寬度為4.44 m，凈斷面高度為2.5 m，掘進(jìn)斷面積11.55 m2，凈斷面積10 m2。

1003 工作面運(yùn)輸順槽頂板采用錨網(wǎng)、錨桿索、架棚聯(lián)合支護(hù)，錨桿選用Φ18 mm×2000 mm 的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，“五五”布置，間排距設(shè)計(jì)為900 mm×1000 mm；錨索規(guī)格選用Φ21.6 mm×4200 mm 的鋼絞線，“二二”布置，間排距設(shè)計(jì)為2000 mm×2000 mm；巷道幫部采用錨網(wǎng)梁支護(hù)，錨桿規(guī)格選用Φ18 mm×1600 mm 的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，“二二”布置，間排距設(shè)計(jì)為1200 mm×1200 mm。棚子使用11#礦用工字鋼，每一對(duì)梯子的布置間距為5 m，棚距1000 mm，頂板構(gòu)木“六六”布置，幫部構(gòu)木“三三”布置，間距均設(shè)計(jì)為1000 mm。礦用電纜布置在1003 運(yùn)輸順槽的左幫，進(jìn)水、壓風(fēng)、排水管路布置在運(yùn)輸順槽的右?guī)汀?003 工作面運(yùn)輸順槽斷面支護(hù)方式布置如圖4。

3.3 1003 工作面巷道控制效果分析

在1003 工作面運(yùn)輸順槽布置巷道圍巖位移監(jiān)測(cè)站，監(jiān)測(cè)站每隔50 m 布置一個(gè)，巷道表面位移采用十字布點(diǎn)法進(jìn)行監(jiān)測(cè)，頂板離層采用離層儀進(jìn)行監(jiān)測(cè)，監(jiān)測(cè)周期為60 d，每隔3～4 d 對(duì)測(cè)站進(jìn)行一次數(shù)據(jù)采集，見(jiàn)表1 和表2。根據(jù)數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)結(jié)果，頂?shù)装逡平康臄?shù)據(jù)增長(zhǎng)速率不斷降低，在監(jiān)測(cè)到50 d 左右時(shí)候，最大值僅到125 mm，兩幫移近量也僅到197 mm。整體來(lái)看，巷道表面變形收斂速率逐漸趨于穩(wěn)定，沒(méi)有出現(xiàn)較明顯的突變現(xiàn)象。對(duì)頂板離層監(jiān)測(cè)來(lái)說(shuō)，深部離層大于淺部離層，整體離層變量?jī)H達(dá)9 mm，頂板離層量長(zhǎng)時(shí)間保持在較小數(shù)值內(nèi)，層間巖層的整體性得到很好保證，1003工作面巷道圍巖控制效果符合礦井安全生產(chǎn)需要。

圖4 1003 工作面運(yùn)輸順槽支護(hù)斷面

表1 1#測(cè)站巷道變形觀測(cè)

表2 1#測(cè)站頂板離層觀測(cè)

4 結(jié)論

1003 工作面屬于近距離下煤層開(kāi)采，受上方采空區(qū)和殘留煤柱應(yīng)力傳遞的影響，1003 工作面巷道需要選取合理布置位置和支護(hù)方式。在實(shí)際工程應(yīng)用中，1003 工作面運(yùn)輸巷采用內(nèi)錯(cuò)30 m 距離布置，巷道同時(shí)采用強(qiáng)力錨桿索控制措施。實(shí)踐表明，巷道表面位移量和層間巖層離層量均保持在穩(wěn)定可控范圍內(nèi)，巷道布置位置和圍巖控制效果均滿足礦井生產(chǎn)需要。