张士钰

(山西焦煤集团有限责任公司官地矿，山西省太原市，030053)

近距离煤层开采是我国煤层开采类型中最为难以管理的类型之一，特别是当层间距极近或者顶板松软破碎时。近距离煤层围岩控制难题的关键在于上部煤层开采后对上、下两煤层的夹层造成损伤，特别是下行开采时，下部煤层顶板遭到破坏性损伤，且上部煤层开采后遗留煤柱中形成高的应力集中区，集中应力向下部岩体或煤层中扩散，当下部采空区下巷道位置选择不合理时，巷道维护更是极其困难。近距离煤层布置巷道的原则之一是将巷道布置在采空区下方的应力降低区内，而采用反向内错开采时下部煤柱留设过大，浪费大量煤炭资源，采用小煤柱时，由于上、下煤层采动相互影响严重，会造成应力集中明显，巷道围岩难以控制，国内外学者针对近距离煤层联合开采进行了大量的研究并取得了重多研究成果。本文针对近距离煤层采空区下裂隙发育顶板巷道开展研究，特别是针对巷道布置位置选择、裂隙发育顶板岩结构窥视分析、应力降低区范围确定和裂隙发育顶板围岩控制开展研究，并进行了现场试验。

1 巷道围岩结构窥视分析

充分掌握巷道围岩性质及结构是开展巷道支护设计的前提，而目前在进行巷道设计时通常采用矿井初探期间的钻孔地质资料和经验数据来确定，或者通过钻孔岩粉的成分来分析顶板的状况，缺乏及时性和准确性，特别是遭受上部煤层开采破坏后的下部煤层顶板，前期的柱状资料可能无法反映真实状况，因此需要采取掘进过程进行钻孔窥视方案进行直观的、适时的观测，较为准确地掌握近距离上、下两煤层夹层裂隙发育状况。

官地矿13513副巷位于3#煤层，平均厚度3.3 m，平均倾角8°。2#和3#煤层间距约8.1 m，但变化幅度大。该区域2#煤已经大部分采空，13513工作面上部为12517工作面和12519工作面采空区，二者煤柱宽度为25 m，属于典型的近距离煤层采空区下巷道掘进，通过在采区集中巷开展钻孔围岩结构窥视，得到区域顶板状况如图1所示。由图1可知，近距离煤层层间距变化幅度大，层间距厚度不稳定，上下波动达3 m以上；夹层裂隙发育程度高，特别是在0～0.5 m、1.1～1.5 m、2.1～2.4 m、2.8～3.3 m、6.3～7.2 m范围内，孔壁粗糙，岩层较松散，横向裂隙和纵向裂隙贯通发育，裂隙发育程度高，松软破碎，在钻孔时成孔效果差。

官地矿目前常用的锚杆长度在1.8～2.4 m之间、锚索长度在4.3～8.3 m之间，锚杆和锚索锚固范围内岩层裂隙发育，影响锚固效果。对于提高裂隙发育岩体锚固力，一方面尽量将锚固端锚固到稳定岩层中，同时采用全长锚固；另一方面采用围岩预注浆方式，改善围岩结构。

图1 顶板围岩结构窥视图(单位：m)

2 巷道合理位置确定

2.1 巷道布置位置优选

对于近距离煤层开采而言，为了避免上部煤层开采遗留煤柱对下部煤层巷道产生影响，根据下部煤层巷道应布置在应力降低区的原则下，将下部煤层巷道布置在采空区下，通常状况下采用反向内错布置方式。该种方式可避开上部煤层应力集中的影响，但是下部煤柱宽度要大于上部煤柱，当上部煤柱宽度为20 m时，下部煤柱宽度一般至少为40 m，造成了大量的煤炭资源损失。

为了避免受上部煤柱应力集中影响，同时减少下部煤层开采煤柱损失，提出采用同向内错布置方式，如图2所示，将下部煤层的两个相邻工作面回采巷道均布置在采空区下方，二者可采用小煤柱开采，同时将上部煤层煤柱“甩”到工作面中部位置，这种方式可能会造成工作面中部压力较大，但考虑到官地矿支架的支护强度高、工作面推进速度快、层间距相对较厚，可有效避免煤柱对工作面回采的影响。官地矿采用此种方式至少减少煤柱宽度20 m，节约煤炭资源约8万t，关键在于大幅降低了巷道的维护难度，取得了良好的经济技术效益。

图2 同向内错布置示意图

2.2 上部煤层开采应力分布状况

13513工作面副巷上部为12517工作面和12519工作面，下部煤层巷道主要受上部遗留煤柱应力集中的影响，为此采用数值模拟的方式分析了上部两工作面开采后煤柱的应力集中对下部煤层应力分布特征的影响。

已知12517工作面同12519工作面间净煤柱宽度约为25 m，12517工作面和12519工作面回采后煤柱应力分布情况如图3所示。由图3可知，煤柱中形成的支承压力呈马鞍状分布，靠近12519工作面的峰值为16.13 MPa，应力集中系数高达3.25，而靠近12517工作面的支承压力峰值为24.06 MPa，应力集中系数为4.86，在煤柱中央，应力最小值为13.16 MPa，应力集中系数为2.66，仍高于原岩应力。煤柱中形成的支承压力峰值靠近12517工作面一侧要高于靠近12519工作面一侧，煤柱上的应力分布除了与岩性有关外，还与回采顺序相关。

2.3 近距离下部煤层应力分布特征

对于近距离煤层开采而言，下部煤层开采巷道支护研究的主要对象就是上部煤层残留煤柱及采空区底板。上部煤层采出后，整个采场底板处于应力降低区，而残留煤柱内形成了高集中应力，高集中应力会向底板传递和扩散，分析煤柱集中应力分布特征，有助于搞清楚下部煤层顶板应力集中区域，巷道布置避开高应力范围。

图3 上部煤层采空后煤柱中支承压力分布曲线

12517和12519两个工作面回采后3#煤层采空区一侧底板应力分布曲线如图4所示。由图4可知，3#煤层所承受的支承压力明显升高，最大支承压力为19.71 MPa，应力集中系数高达3.98。煤柱正下方的3#煤体中38.36 m的范围内属于应力增高区，大于上部煤柱的宽度(25 m)。当巷道布置在12517工作面采空区下方时，巷道应该布置在距12517工作面采空区边缘水平距离20.24 m之外的应力降低区之内。

根据上述应力分析，考虑到官地矿该工作面的布置情况，将13513工作面副巷距12517采空区边缘的水平距离调整至57 m，使得巷道完全位于12517工作面采空区底板的应力降低区内。

图4 上部煤层回采后底板3#煤层中应力分布曲线

3 支护方案

通过优化巷道布置位置，使得13513工作面副巷处于非常有利的应力环境，但是通过窥视结果发现3#煤顶板属于裂隙发育顶板，同样难以控制，为此一方面尽量将锚固端位于稳定岩层中，同时采用全长锚固；另一方面特别破碎时采用围岩预注浆方式，改善围岩结构。通过一次支护完全控制顶板变形，避免裂隙的进一步扩容变形，提出采用高预应力全长锚固强力支护系统控制顶板变形，顶板采用ø20 mm×2000 mm螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距900 mm×1000 mm，配W型钢带BHW3-280-3800-900-5；两帮均采用ø20 mm×2000 mm螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距为1000 mm×1000 mm，配钢筋托梁；采用1卷MSCK2360和1卷MSK2380型树脂锚固剂；锚索长度5.3 m，锚索间距1.8 m，排距2.0 m，采用1卷MSCK2360和2卷MSK2380型树脂锚固剂。设计锚杆预紧力不低于50 kN，锚索张拉力不低于200 kN。

通过对掘进期间巷道的表面位移量进行观测可知，巷道顶板的最大下沉量为23 mm,两帮移近量为35 mm，巷道的变形量很小，并且掘进期间没有出现冒顶状况，巷道得到有效控制，不影响工作面正常回采工作。

4 结论

(1)近距离煤层下部煤层巷道布置位置非常重要，采用同向内错布置，不仅使得巷道处于低应力环境，同时大幅度降低煤炭资源损失。

(2)对于裂隙发育顶板，应采用全长锚固将锚固端锚固稳定岩层中，而当顶板特别破碎时采用围岩预注浆方式，改善围岩结构。

(3)对于近距离煤层采空区下裂隙发育顶板煤层巷道，采用高预应力全长锚固强力支护系统，加大护表面积和强度很好地控制了围岩的变形，取得了良好的效果。