近距离煤层采空区下巷道围岩松动圈分析及支护技术研究

亢克勤

（阳煤集团三矿生产调度指挥中心，山西 阳泉 045000）

1 工程概况

某矿23305下工作面位于二水平三采区中部，工作面主采3#下煤层，煤层厚度为1m～3.2m，煤层上方直接顶为泥岩，均厚为1.9m，基本顶为中粒砂岩，均厚为8.3m，3#煤层与3#下煤层间的平均间距为10m，属于近距离煤层，煤层直接底为粉砂岩，23305下工作面回风巷位于23305工作面采空区下方，回风巷长度为1094m，回风巷断面的尺寸为宽×高=4.6×3.2m，工作面为倾斜条带布置，开切眼长度180m，采用综合机械化采煤工艺，现3#煤层已经回采完毕，故23305下工作面回风巷属于近距离煤层采空区下巷道。

2 巷道松动圈分析

为充分了解上覆23305工作面回采工作时对底板的破坏深度及回风巷掘进过程中对巷道围岩的破坏程度，通过在23305下工作面回风巷顶板及两帮进行松动圈测试，以此确定巷道围岩的松动圈的范围。

在回风巷顶板及两帮使用钻孔打设Φ42mm，深度为5m的钻孔，钻孔从距离工作面开切眼20m的位置处开始打设，巷道断面上在左帮、右帮及顶板上个布置1个钻孔，巷道断面内的3个测孔一个测试组，每个测试组之间的间距为40m，共计在巷道不同位置对12个钻孔进行松动圈测试，其中顶板测试孔位4个，两帮测试孔位8个，具体回风巷松动圈测试位置如图1所示。

图1 回风巷松动圈测试位置示意图

根据顶板松动圈测试结果，4个不同位置顶板松动圈的测试结果如图2（a）所示，通过分析图4能够看出，巷道不同位置4个顶板钻孔的波速基本保持一致变化趋势，在距离孔口2m的位置处，孔内的波速的变化较大，随着钻孔深度的增大，在距离孔口2.5m的位置处，波速便又逐渐趋于稳定，据此能够得知巷道顶板松动圈的范围在0～2.5m；4个不同位置两帮的松动圈的测试结果也基本保持一致，现对1号测试组的波速-距孔口距离进行具体分析，曲线图如图2（b），由图中能够看出巷道右帮钻孔内的波速在距孔口1.5m的位置处纵波波速发生了较大的变化，在距离钻孔孔口2m的位置处纵波波速逐渐趋于稳定，巷道左帮钻孔在1.5m的位置处波速发生突变，据此可判断该处巷道围岩存在裂缝[1-2]，随着钻孔深度的增大，纵波波速在2.0m的位置处趋于稳定，基于上述巷道顶板及两帮钻孔松动圈的分析结果，综合确定巷道松动圈的厚度在2.5m。

图2 回风巷松动圈测试结果

3 支护方案与效果

3.1 支护方案

1）3#煤层底板破坏深度计算。根据煤柱支承压力对底板破坏的相关理论[3-4]，可知采场底板损伤深度h0、底板岩体最大破坏深度距离工作面端的水平距离l1和采空区底板破坏区沿水平方向的最大长度l2的表达式为：

式中：k为应力集中系数；H为采深，m；M为采高，m；C为煤体的内聚力，MPa；φ为煤体的内摩擦角，°；ξ=1+sinφ/1-sinφ；γ 为上覆岩层的平均容重，kN/m3;φf为底板岩层的内摩擦角，°。根据23305工作面的具体地质条件取 γ=25 kN/m3，H=410m，φ=20°，C=0.7MPa，φf=40°，将上述数据代入式（1）能够得出底板岩体最大破坏深度距离工作面端的距离l1=9.9m，3#煤开采造成的底板破坏深度h0=11.9m，采空区内底板破坏区沿水平方向的最大长度l2=52.1m。

2）3#下煤层围岩破坏程度分析。根据围岩松动圈测试结果可知，23305下工作面回风巷松动圈的厚度为2.5m，再结合3#煤层与3#下煤层间的平均间距为10m，上覆工作面底板破坏深度h0=11.9m知，巷道围岩的松动圈处于上部煤层采空区的破坏带中，由于上覆煤层采空区底板破坏带与巷道松动圈完全重叠，致使两煤层间的岩层受到上覆工作面开采破坏和下部巷道开挖破坏的叠加作用，使得巷道围岩破碎严重。

3）支护参数的确定。根据上述分析结果知巷道松动圈的厚度为2.5m，顶板岩层受到采动和巷道掘进的双重破坏，破碎严重，根据相关研究可知该种情况下的支护方案应运用拱形支护，运用组合拱理论对支护参数进行设计，通过组合拱理论计算得出的结果与工作面的具体地质情况相结合对回风巷采用锚网索支护的各项支护参数进行确定。

顶板锚杆的直径为Φ22mm，长度为3000mm，顶板锚杆的间排距700×700mm，锚固长度为1m，顶板锚索参数为Φ21.6mm×6000mm，间排距为2200×2200mm，靠近两帮的锚杆向巷帮方向倾斜成10°安装，其余锚杆垂直与巷道顶板打设，锚杆的锚固长度为1.2m，锚杆的安装预紧力大于300N.m，锚杆托盘采用拱形高强度托盘，同时采用规格为5.4m×2.3m，网孔规格为50×50mm的经纬金属网进行护顶；锚索采用三花布置，每排打设2根锚索，锚索垂直与顶板打设巷道两帮锚杆参数为Φ22mm×2500mm的1×19股的钢绞线，锚杆的间排距为700×700mm，锚索的安装预紧力为300kN，锚索采用一支MSK和两支MSZ2360型树脂型锚固剂对锚索进行锚固，锚固长度为2700mm，钢筋梯子梁宽度为100mm，直径Φ10mm，具体回风巷断面支护示意图如图3所示。

巷帮锚杆的间排距为700mm×700mm，锚杆直径为20mm，长度为3500mm，锚杆的型号为左旋无纵筋螺纹钢锚杆，巷道断面内每排安装4根锚杆，靠近底板的锚杆向底板方向倾斜15°安装，其余锚杆均垂直巷帮安装，锚杆预紧力、锚固剂、托盘、金属网及锚杆的锚固长度与顶板参数相同。另外在巷道顶板及两帮安装由两根直径为16mm焊接成的钢筋梯子梁，其长×宽=4600×100mm，通过钢筋梯子梁增加锚杆（索）间的轴向连接，23305下工作面回风巷支护形式如图3所示。

图3 回风巷支护形式断面图

3.2 效果分析

为对支护效果的合理性进行有效验证，工作面回采期间在回风巷不同位置处布置矿压观测站对巷道表面位移及锚杆的受力状态进行有效监测，在距离工作面煤壁前方185m的位置处布置1号测站，在距离工作面煤壁105m的位置处布置2号测站，在2个监测站的位置处分别通过“十字布点法”进行巷道表面位移的监测，在锚杆（索）上安装MJ-40锚杆测力计对锚杆、锚索的受力状态进行监测，巷道观测断面内布置5个锚杆测力计，1个锚索测力计。

1）巷道表面位移。根据矿压监测结果能够得出两监测站巷道表面位移规律如图4所示。

图4 巷道表面位移变化曲线

根据巷道表面位移的监测结果显示，巷道两个不同位置的测站基本呈现出一致的变化趋势，1号测站均在0～14天内巷道围岩变形量较大，顶底板最大移近量为40mm，两帮最大移近量为65mm，顶底板的变形速率为2.85mm/d，两帮变形速率为4.64mm/d；2号测站的顶底板最大移近量为42mm，两帮最大移近量为68mm，顶底板的变形速率为3mm/d，两帮变形速率为4.86mm/d，在14～25天的时间内2个测站巷道顶底板及两帮移近量均基本保持稳定，这即表明巷道围岩已经处于稳定状态，巷道顶底板的最大移近量为42mm，两帮最大移近量为68mm，巷道围岩变形量在现有支护方式下得到了有效控制。

2）锚杆（索）受力状态。通过对巷道顶板锚（索）的受力状态进行持续25d的监测，将所得数据绘制成曲线，如图5所示。

图5 工作面回采期间回风巷锚杆（索）受力状态

通过分析图5可知，两测站的锚杆（索）的受力状态基本一致，在工作面推进11d，顶板锚杆的受力状态略有增幅，锚索的受力状态呈现水平状态，在11d～13d期间，锚杆（索）的受力状态均以较平缓的趋势上升，当工作面推进约13d时，巷道锚杆受力特征呈现逐渐增大的趋势，但从总体看帮部锚杆的受力状态较为平缓，顶板锚杆的最大受力为5MPa，帮部锚杆的最大受力为5.2MPa，锚索的最大受力为4.8MPa。故根据锚杆、锚索监测期间的受力状态可知，大部分锚杆、锚索的受力值均小于设定值，锚杆（索）处于稳定状态，故由此可知23305下工作面回风巷设计支护参数较为合理。

4 结 论

通过对23305下工作面回风巷进行围岩松动圈测试得知巷道围岩松动圈的厚度为2.5m，根据理论分析知3#煤开采造成的底板破坏深度h0=11.9m，基于此并结合具体地质情况对回风巷的支护参数进行设计，根据矿压监测数据知，巷道在现有支护方式下两帮的移近量为68mm，顶底板的移近量为42mm，有效的控制了采空区下巷道围岩的变形。