后堡煤业近距离下煤层巷道稳定性控制研究

李庆墅

（潞安集团蒲县后堡煤业，山西 蒲县 041200）

1 工程概况

潞安集团后堡煤业1003 工作面开采10 号煤层，工作面东侧为实体煤，西部为1005 工作面采空区，南部为井田边界，北为采区轨道巷、采区皮带巷和采区回风上山。10 号煤层标高为+1122～1177 m，平均煤层厚度2.5 m，顶板以泥岩、粉砂岩为主。工作面煤层倾角1°～5°，坚硬系数为2～3。1003工作面上方为9 号煤层，标高+1140～1170 m，煤层平均厚度为1.3 m，顶板主要以泥岩、砂质泥岩和石灰岩为主，底板以泥岩和铝质泥岩为主。1003 工作面上部9 号煤层0905、0903、0901 工作面已回采结束，9 号、10 号工作面上下位置如图1。两煤层上下平均垂直距离在10～20 m 左右。近距离下煤层开采时[1-5]，受上位煤层采空区与煤柱集中应力的影响，下煤层巷道顶板岩层破碎性增加，围岩承载能力降低，巷道围岩片帮、冒顶次数频繁，回采巷道稳定性控制效果较差。

图1 1003 工作面上下层位关系

2 1003 工作面受力分析

上位煤层进行长壁开采充分垮落后，根据滑移线理论可以将底板破坏区域划分为I 主动极限区、II过渡区、III被动极限区。随着上部9号煤层的开采，支承压力会在上方未采煤体中形成应力集中，集中后的应力通过煤体和两煤层中间岩层向下传递，引起下煤层顶板应力升高。当层间距较小时，上方应力传递后在下煤层顶板的集中程度更大，很容易造成下煤层的顶板岩层破碎。底板损伤破坏范围如图2，其中h 为底板破坏深度，x0为煤壁塑性区宽度。

图2 底板损伤破坏分析

根据图2 对上方底板应力和底板破坏范围的研究可知，底板垂直应力分布呈现扩散状曲线，随着底板深度的增加，垂直应力集中程度逐渐减小，等值线由密变疏；而水平应力呈纺锥形分布，应力系数不断随底板深度的增加而降低，等值线逐渐变得稀疏；剪切应力呈现两个对称的椭圆形分布，应力值逐渐降低。在设计煤柱宽度为10 m、15 m、20 m的基础上，按照上方载荷10 MPa 进行计算得到的分布曲线可知，煤柱中心位置之下受力最大，往两侧衰减的也最快，底板的破坏深度和破坏范围与煤柱宽度成正比。因此，针对上方不同的煤柱宽度，确定下方巷道的具体布置位置是最重要的。

3 1003 工作面巷道稳定性控制探究

3.1 1003 工作面巷道布置研究

上部煤层采空后，在实体煤对下部底板产生应力集中影响下，下部煤层巷道布置位置可以分为外错式、内错式和重叠式三种。外错式布置时，下煤层1003 工作面回采巷道处在残留煤柱集中应力影响范围内，岩层裂隙发育更为容易，上下煤层采空区导通后容易出现防火问题；重叠式布置时，上方残留煤柱压力全部由下方煤柱承担，在上方载荷较大或下方煤体较软弱情况下，容易发生失稳破坏现象；而在采用内错式布置时，上方采空区应力先期已释放一部分，层间岩层裂隙发育可能也降低，能够保证下煤层巷道的稳定性。因此，下煤层巷道的位置选择应该确定为内错式。为研究1003 工作面巷道布置的内错距离，选取层间距为3 m、5 m、8 m、10 m、12 m 和内错距离5～35 m 的范围进行研究，结果如图3。

层间距与下煤层巷道受采动应力影响的破坏程度成正比。在内错距离15 m 以内时巷道位于应力升高区域，顶底板位移量无明显减小；随内错距离增加，顶底板移近量由440 mm 减小到240 mm，两帮变形量由900 mm 减小到200 mm；在内错距离30 m 时巷道围岩变形趋于稳定。在层间距一定情况下，1003 工作面巷道合理内错距离为30 m。

图3 巷道围岩变形与内错距离关系

3.2 1003 工作面巷道支护技术研究

在近距离下煤层巷道控制措施中，除了要将巷道尽可能布置在应力降低区，还要采取强力支护措施进行巷道围岩控制。10 号煤层1003 工作面采用同向内错式布置，工作面运输顺槽在上方9 号煤层采空区下方，巷道中线距离上方残留煤柱边缘水平距离为30 m。巷道断面为梯形，掘进断面上边宽度为3.86 m，下边宽度为4.8 m，掘进高度为2.67 m，净断面上边宽度为3.56 m，下边宽度为4.44 m，净断面高度为2.5 m，掘进断面积11.55 m2，净断面积10 m2。

1003 工作面运输顺槽顶板采用锚网、锚杆索、架棚联合支护，锚杆选用Φ18 mm×2000 mm 的高强螺纹钢锚杆，“五五”布置，间排距设计为900 mm×1000 mm；锚索规格选用Φ21.6 mm×4200 mm 的钢绞线，“二二”布置，间排距设计为2000 mm×2000 mm；巷道帮部采用锚网梁支护，锚杆规格选用Φ18 mm×1600 mm 的高强螺纹钢锚杆，“二二”布置，间排距设计为1200 mm×1200 mm。棚子使用11#矿用工字钢，每一对梯子的布置间距为5 m，棚距1000 mm，顶板构木“六六”布置，帮部构木“三三”布置，间距均设计为1000 mm。矿用电缆布置在1003 运输顺槽的左帮，进水、压风、排水管路布置在运输顺槽的右帮。1003 工作面运输顺槽断面支护方式布置如图4。

3.3 1003 工作面巷道控制效果分析

在1003 工作面运输顺槽布置巷道围岩位移监测站，监测站每隔50 m 布置一个，巷道表面位移采用十字布点法进行监测，顶板离层采用离层仪进行监测，监测周期为60 d，每隔3～4 d 对测站进行一次数据采集，见表1 和表2。根据数据监测结果，顶底板移近量的数据增长速率不断降低，在监测到50 d 左右时候，最大值仅到125 mm，两帮移近量也仅到197 mm。整体来看，巷道表面变形收敛速率逐渐趋于稳定，没有出现较明显的突变现象。对顶板离层监测来说，深部离层大于浅部离层，整体离层变量仅达9 mm，顶板离层量长时间保持在较小数值内，层间岩层的整体性得到很好保证，1003工作面巷道围岩控制效果符合矿井安全生产需要。

图4 1003 工作面运输顺槽支护断面

表1 1#测站巷道变形观测

表2 1#测站顶板离层观测

4 结论

1003 工作面属于近距离下煤层开采，受上方采空区和残留煤柱应力传递的影响，1003 工作面巷道需要选取合理布置位置和支护方式。在实际工程应用中，1003 工作面运输巷采用内错30 m 距离布置，巷道同时采用强力锚杆索控制措施。实践表明，巷道表面位移量和层间岩层离层量均保持在稳定可控范围内，巷道布置位置和围岩控制效果均满足矿井生产需要。