晋能控股煤业集团小窑头煤业有限公司 山西大同 037037
摘要：在我国，近距离煤层群在煤炭赋存资源中占据了很大的比例，如西山矿区、大同矿区与神东矿区等。随着开采规模的不断增大，许多矿区都对近距离煤层群下煤层进行开采，当煤层的层间距较小时，上煤层的开采对下煤层产生了较大的采动影响，上部工作面遗留煤柱会在底板岩层中传递应力，使下部煤层工作面巷道所处位置应力分布不均匀，巷道围岩稳定性差，支护较为复杂。本文对近距离煤层群采空区下开采巷道支护技术进行研究。
关键词：支护；巷道；合理位置
1工程概况
某矿43104工作面位于井下西十一采区，开采3号煤层，东为43106采空区，南邻3号煤回风巷，西部为已回采的43102工作面，北为随老母断层。该面上覆2号煤均已回采，北部切眼附近为巨成矿2号煤的小窑破坏区，2号煤与3号煤的层间距为7～15m，平均11m左右，属于典型的近距离煤层。2号煤层厚度为2.25～3.43m，平均2.8m；3号煤层厚度为1.20～2.60m，平均1.9m，煤层平均倾角为5°，属于全区稳定可采煤层，3号煤层顶底板岩层情况如表1所示。
表13号煤层顶底板特征
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2下煤层工作面巷道合理位置的确定
根据前人研究结果可知，目前近距离煤层采空区下巷道布置方式可以分为外错式、重叠式、内错式三种。结合西铭矿43104工作面的实际条件，采用内错式布置巷道方式(如图1所示)，不但可以改善巷道所处应力环境，也可以减小上部遗留煤柱对下煤层工作面的影响。
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图1巷道布置示意
根据矿山压力力学分析和前人总结出的内错距计算公式，将下煤层巷道布置于上煤层遗留煤柱影响范围之外，可以按照下式计算内错距离：
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式中：L为上、下煤层巷道错距，m；h1为层间岩层厚度，取均值11m；h2为下煤层巷道高度，取1.9m；θ为应力影响角，取35°。
将数据代入式(1)，可得：
L≥9.04m
根据计算结果，下煤层工作面巷道内错距离不小于9.04m即可，但考虑到受上部遗留煤柱的应力传递影响，下煤层工作面应力呈现一种不均匀分布的状态，所以考虑1.2的安全系数，即下煤层巷道的内错距离为1.2×9.04=10.85m。因此，采空区下煤层内错距离不小于10.85m即可，为方便工作面测量计算，按内错距离11m布置巷道。
3上煤层开采影响分析
3.1底板最大破坏深度
近距离煤层上煤层开采后，底板岩层会受采动影响发生一定程度的破坏，根据滑移线场理论，可以得到底板最大破坏深度的计算公式：
区宽度；φ为内摩擦角，取35°；Cm为煤岩体内聚力，取1.2MPa；K1为三轴应力集中系数，取2.5；n为最大集中应力系数，取2.6；H为平均埋深，取160m；γ为采场上覆岩层的平均容重，取25kN/m，m为上部煤层采高，取2.8m。把各项参数代入公式(2)中，可得：h3=11.5m。即上煤层开采后底板破坏的最大深度为11.5m。
3.2下煤层工作面巷道顶板类型
将底板最大破坏深度与层间距作比较，可以将下煤层顶板分为两种情况：
1)裂隙发育顶板。当层间距小于上煤层底板最大破坏深度时，上煤层的开采对下煤层顶板已经产生了损伤破坏，顶板裂隙发育，需采取适当的支护技术。
2)普通顶板。当层间距大于上煤层底板最大破坏深度时，上煤层的开采未波及到下部煤层，因此下部煤层工作面顶板完整性较好，对其进行一般支护即可。
4巷道分段支护设计
4.1巷道支护原则
1)根据层间距的不同，对处于不同区域的顶板采取相应的支护措施；
2)当层间距较小时，顶板裂隙发育程度较高，应加强巷道支护。针对该矿3号煤层与2号煤层的层间距为7～15m，3号煤层43104工作面设计采用分段支护方式，在层间距小于11.5m时与层间距大于11.5m时，分别采用不同的方式支护巷道。
4.2层间距为7.0～11.5m时
当层间距小于11.5m时，工作面顶板岩层遭到损伤破坏，裂隙发育程度较高，因此采用锚杆+锚索+工字钢棚联合支护技术，支护断面如图2所示。
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图2巷道支护断面(mm)
如图2所示，工字钢采用11号工字钢棚，棚腿长2.75m，钢棚梁长3.7m，排距为0.7m，每排布置两架；巷道顶板采用长度为1.8m、直径为18mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距采用0.8m×1.0m，顶板中部锚杆垂直顶板布置，最外侧两侧锚杆倾斜30°布置，距离两帮0.4m。采用直径为17.8mm、长6m的锚索支护，间排距为2.0m×2.0m。
4.3层间距11.5m以上时
当层间距大于11.5m时，上部煤层的开采对下部煤层的影响较小，顶板完整性与连续性较好，因此采用锚杆+工字钢棚联合支护技术，如图3所示。工字钢采用11号工字钢棚，棚腿长2.75m，钢棚梁长3.7m，排距为0.7m，每排布置两架；巷道顶板采用长度为1.8m、直径为18mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距采用0.8m×1.0m，顶板中部锚杆垂直顶板布置，靠两帮两根锚杆倾斜30°布置，距离两帮0.4m。
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图3巷道支护断面(mm)
5工业试验
根据以上分析，西铭矿43104工作面巷道采用内错11m布置。完成巷道掘进后，采用十字布点法对巷道表面位移进行了监测，以检验支护效果。在运输巷道每隔50m设置1个测点，观测周期为30d，对数据进行汇总处理后，得到如图4所示的巷道围岩表面变形位移变化。
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图4巷道围岩位移变形量
由图4可知，43104工作面巷道在采取锚杆+锚索+工字钢联合支护方式后，0～20d内，变形速度较快，变形量较大；20d后，巷道围岩变形量趋于缓和。最终巷道顶底板移近量稳定在72mm，两帮移近量稳定在45mm，巷道变形得到了有效控制，可保证工作面的安全生产。
结束语
针对某矿近距离煤层采空区下煤层巷道支护难的问题。本文通过理论分析确定了上部煤层开采后底板岩层最大破坏深度、确定了下煤层工作面巷道内错11m布置，并采用分区支护原则，确定了不同层间距时的巷道支护方式，通过工业试验，取得了良好的应用效果。
参考文献
[1]高建军，张忠温.平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].煤炭科学技术，2014，42(5):1－4，8.
[2]曹东升.云冈矿极近距离煤层采空区下巷道支护技术实践[J].煤炭科学技术，2015，43(S1):73－75，79.