极近距离下伏煤层沿空巷道支护技术及应用

牛孝田，孟令海

(安徽恒源煤电股份有限公司，安徽 淮北 235000)

煤层联合开采在我国煤矿开采中应用广泛，极近距离煤层开采时巷道稳定性控制是一大难题。由于煤层间距较小，上煤层采空区导致下煤层工作面回采期间矿压规律复杂，下伏煤层回采巷道支护不合理易导致巷道失稳破坏且维护困难，影响煤矿生产效益[1-3]。所以针对特定的工程地质条件，设计合理的支护方式至关重要。很多学者针对这一问题进行了研究，分析了采空区底板应力分布规律及巷道失稳破坏原因[4-8]。煤层开采时回采巷道的支护方式依靠经验使用多种方式联合支护有一定的盲目性，提高了支护成本的同时，也降低了掘进效率[9-11]。国内外学者针对极近距离巷道失稳变形特征，对极近距离煤层采空区下巷道提出了不同支护技术，具有借鉴意义[12-16]。实践证明极近距离煤层回采时应充分考虑上方采空区对下方煤层的应力传递规律影响并根据特定的地质条件设计合理的支护方式才能保证生产安全[17-20]。本文以任楼煤矿Ⅱ7324S工作面风巷为背景，利用理论分析、数值模拟和现场监测等方法，通过研究极近距离煤层开采下伏巷道围岩失稳机制，提出近距离下伏煤层沿空巷道支护技术，为相似工程地质条件提供借鉴与参考。

1 工程概况

任楼煤矿Ⅱ7324S工作面位于二水平Ⅱ2采区二区段南翼。Ⅱ7324S工作面上限为设计风巷，下限至设计机巷，整体走向平均长773m，倾斜宽134～186m。下伏82煤层未回采，上覆为Ⅱ7224S采空区。工作面72、73煤层属于近距离煤层，平均层间距为6.0m，而有些地方层间距甚至只有1.7m，属于极近距离煤层。工作面断层发育多，导致巷道层理复杂，顶板管理难度更大，对顶板超前管理要求也更高。该工作面空间位置关系如图1所示。

图1 Ⅱ7324S工作面空间位置关系

任楼矿为多煤层联合集中布置开采矿井，巷道主要受煤层组开采扰动影响，反复变形破坏。采用传统架棚工艺修复后，巷道仍会较快发生变形破坏，需多次返工维修。在受采动影响变形严重的巷道，实施二次耦合支护技术，随着巷道使用年限的增加，巷道围岩破碎、失稳，部分支护失效，原耦合支护已不能满足矿井安全生产需要。

2 极近距离煤层开采下伏巷道围岩失稳机制及控制方法

工程实际中，煤系巷道顶板往往存在多组由控制层、传递层、受控层组成的叠加梁，各组叠加梁挠曲变形受其控制层控制，而各控制层的应力环境与力学性能存在差异，导致各组叠加梁之间产生离层，各组叠加梁之间无力学联系，如图2所示。

图2 巷道顶板叠加梁受力模型

煤系巷道顶板中，单一直接顶厚度薄，受采动作用易破碎垮落，叠加梁理论通过锚杆增加巷道顶板整体性，从而提高承载能力。顶板叠加梁支护模型如图3所示。

图3 顶板叠加梁支护模型

随着新型注浆材料的研发与引进，检测机具的更新换代，对原支护设计进行了优化，强化了支护材料，改进了注浆方式。基于有效锚固层厚度的“叠加梁”理论，考虑到风巷为沿空巷道，结合实际的地质条件提出了锚注一体化高强耦合支护技术，即高扭矩力、高预紧力、高强度支护材料、全长锚固注浆、围岩加固注浆(“三高两注”)。

3 近距离下伏煤层沿空巷道支护方案

Ⅱ7324S风巷设计为沿空巷道，在Ⅱ7322工作面回采完成后，待岩层运动稳定后再掘进巷道，此时采空区的侧向支承压力处于稳定状态，对围岩的影响很小。

根据以上的分析可知，沿空掘巷围岩变形与破坏呈现非均匀性，因此提出窄煤柱帮“锚杆+锚索+注浆”的联合支护方式，实体煤帮采用高强度锚杆支护，实现沿空掘巷围岩的合理控制。沿空风巷掘进围岩支护方案如图4所示。

图4 巷道支护技术方案(mm)

短注浆锚索和长注浆锚索分别采用∅21.8mm×3500mm和∅21.8mm×6300mm中孔注浆锚索；巷道顶板交替布置6根短注浆锚索和3根长注浆锚索，间排距分别为800mm×800mm和1200mm×800mm；两帮每排布置4根∅20mm×2600mm右旋螺纹钢锚杆，窄煤柱帮每排再布置2根长注浆锚索，间排距都为800mm×800mm；顶板短锚索和长锚索采用长度分别为4200mm和2800mm、宽为250mm、厚度为3.5mm的W型钢带，帮部锚杆和锚索采用长度分别为2600mm和1600mm、宽为250mm、厚度为3.5mm的W型钢带；短注浆锚索和长注浆锚索张拉力分别为220kN和200kN，两帮锚杆预紧力矩不小于200N·m；选用1000mm×5500mm的10#菱形金属网；锚索工字钢采用L=2000mm中间钻孔的11#工字钢。

4 巷道支护方案模拟研究

4.1 模型建立

为了验证Ⅱ7324S工作面支护方案的可行性，以工作面风巷工程地质条件为标准，建立FLAC3D三维数值模型，模型尺寸为长×宽×高=600m×100m×140m，72与73煤之间泥岩厚度分别设置6.0m和4.0m，增加锚固加固区以模拟支护效果，施加垂直应力为11.3MPa。模拟分析风巷在不同工作面采动影响下的变形特征、塑性区分布及应力分布情况，以验证支护方案在实际应用中的可行性。煤岩体物理力学参数见表1。

表1 岩层物理力学参数

4.2 模拟结果分析

按实际工程施工顺序对工作面进行开挖后，再对7324S工作面风巷进行开挖和支护，分析支护后风巷围岩的塑性区分布、应力分布及位移情况如图5所示。

图5 数值模拟云图

由图5(a)可知，由于72与73煤层间距小，上煤层采动影响下，风巷顶板和底板主要受到拉剪破坏和拉破坏，导致巷道四周发生大面积塑性破坏；由图5(b)可知，风巷处于卸压带内，顶板压力较低，但顶角处存在应力集中；从图5(c)和图5(d)可以看出，巷道顶板和底板相对位移量分别为54.4mm和30.8mm，实体煤帮和煤柱帮相对位移量分别为55.8mm和42.0mm。从数值模拟结果分析可知，采用针对7324S工作面风巷制定的支护方案时巷道整体变形量不大，能有效控制围岩稳定，可以实际应用。

5 现场工程应用

5.1 巷道围岩变形观测

对采动影响下的Ⅱ7324S风巷布置5个测站进行矿压监测，测站位置分别处于距掘进工作面5m、25m、45m、65m和85m，篇幅原因只给出Ⅲ测站的观察数据。Ⅲ测站围岩表面变形情况如图6所示。

图6 Ⅲ测站围岩表面变形情况

Ⅲ测站观测期间巷道围岩两帮、顶底板相对移近量分别累计为148mm和89mm，其中，煤壁帮、煤柱帮侧相对移近量累计达70mm和78mm。两帮和顶板表面岩层较完整，巷道顶板及两帮位移较小，巷道断面较完整，该段巷道矿压显现也不明显。

5.2 巷道顶板深部离层监测分析

采用顶板离层仪进行巷道围岩内部不同深度的位移监测，掌握巷道围岩的深部位移变化的确切位置，在每个测站巷中线处分别安装顶板离层仪，安装完成后每天进行观测。Ⅲ测站顶板离层情况如图7所示。

图7 Ⅲ测站顶板离层情况

巷道总体掘进过程中，Ⅲ测站0～1.1m和1.1～2.4m浅基点处相对位移量累计分别达2mm和1mm，Ⅲ测站2.4～4.3m和4.3～6.4m深基点处相对位移量累计分别达7mm和3mm，该地段巷道顶板离层主要发生在2.4～6.4m岩层中，累计达10mm，各基点的离层量均较小。

5.3 巷道锚索工作阻力分析

通过在锚索端部安装应力传感器来对锚索受力情况进行监测，每个测站共计3～5套液压枕，安装完成后每天定时进行观测，得到锚索轴向载荷变化曲线，如图8所示。

图8 巷道掘进期间锚索轴向载荷变化曲线

监测数据显示，三个锚索初始预紧力均大于100kN，与锚索设计预紧力相差不大，此地段锚索初期施加的预紧力基本满足要求。随着掘进工作面的推进，锚索轴向载荷示数变化较小，1#锚索轴向载荷由189kN增加到205kN，2#锚索轴向载荷由121kN增加到134kN，3#锚索轴向载荷由108kN增加到118kN，该地段矿压显现不明显。1#、2#、3#锚索的轴向载荷随着掘进工作面的推进，有少量增加，3#锚索轴向载荷变化相对最大为16kN，表明巷道围岩的矿压显现不强烈，锚索的工作状况良好。

6 结 论

1)基于有效锚固层厚度的“叠加梁”理论，结合实际的地质条件提出了锚注一体化高强耦合支护技术，即高扭矩力、高预紧力、高强度支护材料、全长锚固注浆、围岩加固注浆(“三高两注”)支护方案。

2)针对巷道围岩运移规律和锚杆索支护工况的现场实时监测表明，巷道整体变形量不大，巷道围岩矿压显现不强，锚杆索工作状况良好。该支护技术方案取得了较好的效果，可在相似工作面推广应用和借鉴。