孤岛煤柱影响下底板巷道差异化加固技术研究

于鸿飞

(西山煤电股份公司镇城底矿，山西 古交 030203)

煤层的开采会引起回采空间周围岩层应力重新分布，不仅在周围煤体上造成应力集中，还会向底板传递。布置在尚未开采工作面下部的底板巷道，经历上区段工作面回采和本区段工作面回采两次动压影响，巷道围岩应力反复扰动变化，围岩变形速度也随之变化。同时，煤层开采后孤岛煤柱内的支撑压力呈马鞍形分布，应力增高系数为3.5左右，底板岩层内同一水平面上垂直应力以煤柱中心线处最小，靠近煤柱边缘出现峰值，支撑压力影响深度为3～4倍煤柱宽度［1－3］。因此，此类底板巷道往往难于维护。

1 工程概况

某煤矿为高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性。Ⅳ1专用回风道担负着整个Ⅳ1采区的回风任务，巷道支护状况的好坏直接决定整个采区的通风安全。长期以来，Ⅳ1专用回风道受Ⅳ3217和Ⅳ3218工作面采动及停采后形成的永久煤柱支承压力的影响，巷道变形严重，虽多次修复，但巷道有效使用断面仍然难以得到保障，其相对位置关系见图1。因此，为了保障矿井安全高效生产，迫切需要研究Ⅳ1专用回风道围岩的失稳机理，进而解决煤柱支承压力影响下巷道的支护技术问题。

Ⅳ1专用回风道为半煤岩巷道，主要施工层位为4煤层，其中41煤层厚度为1.25 m，42煤层厚度为0.5 m，中间有0.5 m 泥岩夹矸，煤层倾角 10°～33°，平均21°。直接顶为灰白色细、中粒砂岩，厚度在7.3 m左右，直接底为灰－灰黑色泥岩，厚度为2.2 m。

图1 Ⅳ1专用回风道相对位置关系图

Ⅳ1专用回风道采用U型钢棚支护，局部段采用锚索补强加固。巷道变形特征突出，表现为两帮强烈内移，棚腿扭曲变形，同时底鼓强烈，巷道使用断面难以得到保障，严重影响矿井安全高效生产，现有巷道破坏状况见图2。

图2 巷道破坏状况示意图

2 数值模拟分析

2.1 建立数值分析模型

根据Ⅳ1专用回风道与上煤层工作面相对位置关系，采用FLAC2D建立相应的数值分析模型，见图3。模型宽130 m，高50 m，根据模型的几何尺寸划分计算模型网格，上边界载荷按埋深530 m计算，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定。煤柱位于模型中部，煤柱宽40 m，高2.6 m，煤柱两侧采空。Ⅳ1专用回风道断面形状为直墙半圆拱形，宽3 m，高2.9 m。

图3 数值模拟模型图

2.2 数值计算结果分析

由于Ⅳ1专用回风道与上煤层孤岛煤柱斜交，巷道与煤柱边缘之间的水平距离大小，是影响其周边围岩应力分布的重要因素，也是影响巷道围岩变形的关键因素之一。

因此，重点模拟回风道与煤柱边缘的水平距离x0取不同数值时，巷道周边围岩的应力分布特点。x0分别取值为6 m，0 m，－6 m，巷道垂直应力分布图见图4。

图4 不同距离巷道垂直应力分布图

由图4可知，当x0=6 m时，Ⅳ1专用回风道，整体处于永久煤柱的应力降低区，顶板围岩最大垂直应力为3.8 MPa;左帮在采空区内侧，最大垂直应力为14 MPa，距离巷道左帮9 m，应力集中系数为1.06;右帮靠近永久煤柱，在距巷道右帮10 m处出现最大垂直应力18 MPa，应力集中系数为1.36;底板最大垂直应力为4 MPa。当x0=0 m时，巷道处于永久煤柱与采空区边缘，通过监测，巷道顶板最大垂直应力9 MPa;左帮最大垂直应力没有变化，仍为14 MPa，应力集中系数为1.06;右帮最大垂直应力增大为24 MPa，应力集中系数为1.82，距巷道右帮8 m处出现;底板最大垂直应力为8 MPa。当x0=－6 m时，巷道处于永久煤柱的应力增高区，巷道发生强烈变形，顶板最大垂应力增至20 MPa;左帮最大垂直应力位于距巷道左帮7 m处，大小为18 MPa，应力集中系数为1.36;在直距巷道右帮8 m处，右帮最大垂直应力为27 MPa，应力集中系数为2.05;底板最大垂直应力为8.5 MPa。

当上煤层开采留设永久煤柱护巷时，为了减小煤柱中形成的支撑压力对巷道的影响，巷道应尽量布置在煤柱形成的支撑压力降低区或不受煤柱影响的原岩应力区［4］。从上述分析中可以看出，即使巷道位于应力降低区内，受永久煤柱载荷作用的影响，巷道围岩的应力仍然高于围岩体强度，巷道维护也很困难，同样需要加强支护。

3 现场工业性试验

根据数值模拟结果，结合现场实际勘察情况，Ⅳ1专用回风道局部段出现强烈变形是上煤层孤岛煤柱中形成的高支撑压力向底板传递的结果。控制此类高应力作用下巷道的强烈变形，不仅要求支护体应具备较高的支护阻力，而且要求具备高强稳定特性［5－6］。

3.1 差异化支护方案

现场实测和数值模拟结果均显示，底板巷道与上煤层孤岛煤柱处于不同位置关系时，巷道变形差异较大。为实现安全生产、节约成本、支护由简单到复杂，根据巷道与上方煤柱的空间位置关系，针对不同段巷道围岩变形破坏特征规律，选择不同的支护方案。

对于巷道变形较小区段，实施方案一进行支护。基本支护为U29型钢棚支护，棚距为500 mm，同时配合锚杆和锚索支护，锚杆型号为d20 mm×2000 mm，锚索型号为d15.24 mm×5000 mm的1860钢绞线，具体支护参数见图5。

对于在煤柱边缘下方区域巷道围岩变形破碎严重区段，采用方案二进行支护。在U29型钢棚支护基础上，通过在帮部和肩部采用锚索进行结构补偿。为提高支护结构整体稳定性，采用控底措施控制底板变形。

图5 支护方案一

根据现场锚杆、索施工情况，对围岩过于破碎地段进行注浆加固。一方面提高锚杆、索施工质量，改善其着力基础，加强锚杆、索支护效果。另一方面改善浅部围岩松散结构，提高浅部岩体整体性，有利于U型钢支架支护性能的发挥。具体支护参数见图6。

图6 支护方案二

3.2 控制效果

Ⅳ1专用回风道采用差异化支护后，选取典型断面，对巷道变形进行实时监测，监测结果见图7。

图7 Ⅳ1专用回风道观测站围岩位移量

由图7可以看出，采用差异化支护后约45天，Ⅳ1专用回风道变形趋于稳定，巷道顶底板累计变形约30 mm，两帮相对移近量约55 mm。从现场观测结果看，顶板下沉量大于底鼓量，采取控底措施后，底板变形得到有效控制。

4 结论

1)当上部煤层留设永久煤柱护巷时，煤柱下方底板岩层一定范围内形成增压区的同时，附近还存在一定范围的应力降低区。底板巷道的位置选择，应尽量选择支承压力降低区或原岩应力区。

2)根据差异化支护的方法，有针对性地对不同类型、不同条件下的巷道采用差异化的支护技术及方案，实现支护有效性的同时，实现了生产的高效益。

3)注浆加固能够有效改善浅部围岩的松散结构，便于锚杆、索施工，提升其实际支护性能。同时，提高浅部围岩的整体性，有利于U型钢支架承载性能的发挥。

［1］侯朝炯.巷道围岩控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2012:16－19.

［2］陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1994:25－27.

［3］钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2003:69－70.

［4］胡艳峰.近距离煤层群开采底板巷道围岩控制技术研究［D］.徐州:中国矿业大学硕士论文，2013.

［5］田 磊，谢文兵，古际亮，等.底板跨采巷道锚网索支护效果分析［J］.现代矿业，2011，27(4):22－24.

［6］李宇龙，丁国锋，马海涛.受邻近工作面采动影响的巷道加固研究与实践［J］.现代矿业，2013，7(7):40－42.