煤柱影响下回采巷道围岩控制技术研究

陈晓海 位小辉 罗 鑫 郝电伟

(陕西陕煤彬长大佛寺矿业有限公司)

煤柱影响下回采巷道围岩控制技术研究

陈晓海 位小辉 罗 鑫 郝电伟

(陕西陕煤彬长大佛寺矿业有限公司)

为解决某矿煤柱影响下回采巷道围岩强烈大变形且流变性特征明显等难题，在深入了解地质采矿条件的基础上，分析了21502工作面回采巷道破坏原因，针对不同的地质条件，根据结构补偿原理，在受煤柱影响段巷道围岩支护承载结构薄弱处打锚索进行结构补强，提出了控制巷道围岩持续大变形的高强稳定型支护技术；优化了原有支护方案，加强了未受影响段巷道围岩的支护承载结构的稳定性。现场工业性试验结果表明，高强稳定性支护技术有效地控制了煤柱影响下回采巷道围岩变形，优化了支护参数，达到了预期的技术经济要求。

煤柱 回采巷道 结构补偿 锚索补强

近距离煤层群开采时，常常会出现上煤层留设煤柱与下煤层巷道交叉、重合的现象，由于煤柱对载荷的向下传递作用，不可避免对下层巷道围岩的应力分布造成影响[1-2]。同时，支护设计方案中多没有考虑巷道受到的上层煤柱传递的高应力和围岩结构的稳定性，导致巷道围岩产生结构性失稳破坏，若仅仅提高巷道支护强度，仍难以保证围岩结构稳定，也造成支护材料的浪费。因此，针对某矿上煤层遗留煤柱影响下回采巷道强烈变形的难题，利用结构补偿原理[3]，对巷道的支护参数进行了优化设计，较好地控制了巷道围岩变形。

1 工程概况

某矿21502综采工作面位于南一采区轨道上山南翼，为5#煤层一次采全高的第二个工作面，走向条带布置。上部3#煤层为21303、21302工作面采空区，其中21052运输巷处于21302工作面采空区的正下方。但21302工作面回采受地质构造影响，工作面跳采过程中留下3段煤柱，以致21052运输巷部分段处于3#煤层遗留煤柱支承应力作用范围，采掘工程如图1所示。同时受本工作面超前支承压力的影响后，21052运输巷破坏严重，严重威胁着矿井的安全生产。

陈晓海(1981—)，男，副队长，助理工程师，713500 陕西省咸阳市彬县城关镇土沟村。

图1 21502运输巷采掘工程平面

21052运输巷岩5#煤煤层厚0.5～4.8 m，平均为2.8 m，含1～2层泥岩夹矸，煤层厚度变化较大，结构复杂；直接顶板为灰色细粒砂岩，泥质胶结，较坚硬，平均厚8.5 m，硬度系数为2.5～2.9，节理裂隙较发育；直接底为灰色砂质泥岩，松软破碎，厚0.8～2 m。综合地质柱状图见图2。

21052运输巷全断面原采用锚网支护，圆钢锚杆长1 800 mm，间排距为800 mm×1 200 mm，顶、帮均采用菱形网护表。工作面回采过程中，超前工作面100 m左右巷道变形严重，影响了安全生产。因此，需要对5#煤层工作面巷道破坏失稳原因进行深入调查，并在此基础上确定合理的支护技术，才能满足该巷道的使用要求。

2 破坏原因分析

(1)巷道围岩压力大。21502运输巷围岩压力主要来自3个方面：①上层21302工作面开采遗留煤柱产生集中应力,3#煤层开采引起回采空间周围岩层应力重新分布，不仅在回采空间周围煤体上造成应力集中，而且该应力还会向底板深部传递，从而影响巷道底板围岩的稳定性[4],21502运输巷未受上层煤柱影响段变形相对较小，两帮移近量为400 mm；受上层煤柱影响段变形严重，两帮移近量达800 mm，顶板下沉量达400 mm;②受邻近21501采空区侧向支承压力影响,研究表明，采空区侧向支承压力影响范围一般为30～50 m，应力增高系数可达2～3[5],21502运输巷与采空区间煤柱的宽度仅为20 m，其长期处于侧向支承压力作用范围;③21502工作面回采过程中工作面前方产生超前支承压力,已有研究表明，工作面开采形成的支承压力往往数倍于原岩应力，局部应力集中系数甚至达到原岩应力的4～5倍[6],受工作面超前支承压力的影响，21502运输巷变形破坏严重。

图2 综合地质柱状图

(2)巷道围岩条件差。21502工作面运输巷沿5#煤层顶板掘进，直接顶板为细粒砂岩，较坚硬，但节理裂隙较发育，直接底板为砂质泥岩，煤层构造复杂，成碎块状，硬度系数为0.5～0.8，且节理发育。

(3)原有支护强度低、结构不合理。锚杆长度较短，且排距较大，单排锚杆形成的压力区彼此相互独立，2排锚杆之间出现大范围的低应力区或近零应力区，不能形成整体支护结构，主动支护效果较差；运输巷护表强度不够，导致2排锚杆之间围岩向巷道内鼓起，从而成为巷道失稳的突破点。同时由于两帮所受支承压力较大，造成两帮强烈内移和顶板下沉，降低了巷道承载结构的整体稳定性[7]。

3 高强稳定性支护

21502工作面运输巷担负着整个工作面的运输、行人及通风任务，对巷道断面要求较高。根据该巷道现有变形破坏特征，在提高支护强度的基础上，应采取措施提高支护承载结构的稳定性，发挥支护承载结构整体的承载性能。

3.1 理论依据

结构补偿原理：支护体受不均匀载荷作用时，其不可避免产生不均匀内力，从而使结构存在薄弱环节，通过在支护体合理位置施加结构补偿力，大幅度提高其承载能力，增强支护体结构稳定性。小孔径高预应力钢绞线具有增阻快和承载能力高等优点，是常用的结构补偿支护方式[8]。21502运输巷两帮煤体和顶板变形尤为严重，通过高预应力锚索在结构薄弱处加固，有利于提高支护体的结构稳定性。

3.2 支护参数选取

3.2.1 锚杆参数确定

对于动压影响回采巷道，可以采用高强锚杆支护，主要要求：①锚杆直径不小于20 mm，采用全长或加长锚固，锚杆预紧力不低于60 kN；②较高的护表强度，采用金属网及钢带或钢梁护表。

锚杆长度应大于围岩松动圈厚度，锚固段应锚入非松动区，锚杆长度可按下式计算：

L=L1+L2+0.3 ,

(1)

式中,L1为锚杆外露长度，一般取0.1 m；L2为围岩松动圈厚度，根据经验取2 m。

计算得锚杆长度L=2.4 m。

锚杆是支护系统的主体，但在松碎围岩中，锚杆之间的围岩剥落导致锚空失效；在锚杆体系刚度太小的情况下，围岩已严重变形破坏，而锚杆仍未达到其锚固能力；锚杆支护强度不够，围岩产生过大变形，使锚杆丧失粘锚力和托锚力。

3.2.2 护表构件确定

单靠锚杆的作用并不能控制围岩变形而使巷道达到长期稳定，需要采用金属网和托梁等辅助支护。这些辅助支护不但具有护表功能，而且能提供支护作用力，防止锚杆失效，使锚杆作用充分发挥，共同控制围岩变形。综合各方面因素，并根据以往施工经验，锚杆托盘选用150 mm×150 mm×10 mm的鼓形托盘，钢筋梯子梁采用φ16 mm钢筋整体焊接，钢筋网选择φ6.5 mm钢筋,锚索托盘采用400 mm×400 mm×10 mm鼓型托盘。

3.3 支护方案

针对高应力回采巷道，采用高强预应力锚网支护，提高巷道支护强度，尤其是两帮的支护强度，同时针对锚网支护承载结构的薄弱部位,采用锚索对锚网支护形成的承载结构进行结构补偿，提高锚网支护承载结构的整体承载能力及结构稳定性。根据21502工作面运输巷现有巷道破坏情况提出针对性支护方案。

3.3.1 受上层煤柱影响段

帮部：选用φ20 mm×2 400 mm高强螺纹钢树脂锚杆，每孔采用2支Z2350树脂药卷锚固，预紧力矩不小于300 N·m，采用150 mm×150 mm×10 mm 鼓型托板，锚杆间排距为800 mm×1 100 m；每排锚杆都用钢筋梯子梁相连;金属网规格为2 600 mm×1 400 mm。锚索托盘采用400 mm×400 mm×10 mm鼓型托盘，锚索布置在2排锚杆之间，一排布置3根，锚索都用4 500 mm高凸钢带相连。

顶板：锚索规格为φ17.8 mm×6 000 mm和φ17.8 mm×3 800 mm，每根锚索分别使用3支和2支Z2350树脂锚固剂锚固，锚索预紧力为100 kN，锚索托梁由18#槽钢制成;采用三花眼布置，即一排在顶板中央布置2根锚索，另一排在顶板中间布置一根锚索，锚索排距为1 100 mm;点锚索托盘采用400 mm×400 mm×10 mm鼓型托盘;钢筋网规格为2 600 mm×1 400 mm。支护断面见图3。

图3 受上层煤柱影响段支护断面(单位：mm)

3.3.2 不受上层煤柱影响段

不受上层煤柱影响段与受上层煤柱影响段支护参数类似，差别在于帮部锚索采用三花眼布置，即一排在帮部布置2根锚索，间距为2 200 mm，另一排在帮部中间布置一根锚索，均布置于2排锚杆中间。

3.4 效果分析

21502运输巷采用上述方案支护后，对试验段巷道表面位移进行3个月的监测。结果表明：当距离工作面50 m时，巷道开始受到超前支承压力的影响，围岩变形量增大；当工作面推进至测站时，受煤柱影响段两帮最大移近量为200 mm，顶底板移近量为240 mm；不受上层煤柱影响段两帮最大移近量为180 mm，顶底板移近量为200 mm，说明该支护技术有效控制了巷道围岩变形。

4 结 论

(1)通过详细分析煤柱影响下巷道围岩破坏原因，得出巷道支护在满足支护承载体强度同时，还应充分考虑支护体结构稳定性的结论。

(2)利用结构补偿原理，在锚网支护与浅部围岩形成的承载体基础上，选用小孔径高预应力锚索在结构薄弱处进行补偿加固，提高了承载体的结构稳定性。

(3)根据不同的地质采矿条件，有针对性地提出了高强稳定型支护技术，监测结果表明该支护技术较好地控制了围岩变形，取得了显著的技术经济效益。

[1] 王旭宏，张绪言，张百胜，等.煤柱集中载荷对不同错距巷道围岩应力的影响[J].煤炭工程，2009,30(8)：84-85.

[2] 史晓瑞.近距离煤层煤柱高应力下巷道支护技术研究[J].煤，2012,151(3)：3-5.

[3] 谢文兵，史振凡，殷少举.近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析[J].岩石力学与工程学报，2004,23(12)：1986-1991.

[4] 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.

[5] 谭云亮．矿山压力与岩层控制[M]．北京：煤炭工业出版社，2008.

[6] 马念杰，侯朝炯．采准巷道矿压理论及应用[M]．北京：煤炭工业出版社，1995.

[7] 侯朝炯，马念杰．煤层巷道两帮煤体应力和极限平衡区的探讨[J]．煤炭学报，1989(4)：21-29.

[8] 荆升国.高应力破碎软岩巷道棚-索协同支护围岩控制机理研究[D].徐州：中国矿业大学，2009.

2014-10-10)