厚煤层沿空巷道静态及动态叠加围岩控制技术研究

李瑞志

（山西新景煤业有限责任公司，山西 阳泉 045000）

1 工程概况

阳煤集团新景矿80101工作面位于15#煤一区北翼，主采15#煤层，煤层平均厚度为6.5m，平均倾角为6°，煤层节理裂隙较为发育，普式硬度为1.5。煤层直接顶为石灰岩，均厚为0.48m；基本顶为石灰岩，均厚为9.92m；直接底为砂质泥岩，均厚为2.7m。该工作面采用综采放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板，80101工作面回风巷为沿空巷道，护巷煤柱宽度为20m。

2 沿空掘巷期间静态支护

80101工作面回风巷净宽为4.2m，净高为3.2m，根据回风巷的具体地质条件及工程实践经验确定沿空掘巷采用锚梁网的支护方式对围岩进行控制。根据锚杆的整体性原则，沿空巷道的顶板及两帮采用全断面整体支护，鉴于巷道为沿空巷道，围岩条件差，故选择高强度锚杆进行支护。巷道顶板锚杆采用Φ22×2400mm高强锚杆，间排距为750×800mm；顶板锚索采用Φ21.6×8000mm的钢绞线，间排距为2000×1600mm ；巷帮锚杆采用Φ20×2000mm高强锚杆，间排距为750×800mm；锚杆、锚索的安装预紧力分别为30kN、150kN，支护参数如图1所示。

3 回采期间动态叠加支护

通过数值模拟80101工作面回风巷在本工作面回采期间未采取动态叠加支护时的围岩变形情况，结果显示在本工作面回采动压的影响下，巷道大范围出现顶板下沉、锚杆失效、煤壁片帮及底板鼓起等矿压显现现象。基于此，为了保证回风巷在工作面回采期间能够正常使用，在回采期间对巷道进行二次叠加支护，在动压影响前通过注浆的方式对煤柱帮进行加固，在动压影响阶段，通过在实体煤帮钻孔泄压以减小实体煤帮的变形。

图1 沿空掘巷期间支护断面图

（1）煤柱帮注浆加固

在18101工作面回风巷掘成后，运用中空注浆锚杆对煤柱帮实施注浆加固，能够有效地改善支护体系的支护特性及提高围岩体的自身强度。锚注加固的深度为2200mm，注浆锚杆的间排距为1000×3000mm，中空锚杆技术参数如表1所示。注浆材料为水泥浆—水玻璃，水泥浆的水灰比控制在0.5～0.6，在进行单孔注浆作业时，浆液从煤柱侧流出即代表着单孔注浆作业的完成。

表1 注浆锚杆的各项参数

（2）实体煤帮钻孔卸压

在工作面回采期间，为避免采动压力对实体煤帮产生的影响，通过在实体煤帮打设卸压钻孔，降低实体煤帮锚杆锚固范围内的竖向压缩载荷，避免锚杆出现被拉断或者剪断现象，同时卸压孔能够为煤体在竖向方向发生变形提供一定的空间。

① 卸压孔深度。以降低实体煤帮锚固范围内竖向载荷为卸压孔深度的设计根据，设计卸压孔的深度应大于锚杆的锚固深度。相关研究表明[1,2]，当钻孔长度稍大于锚杆的长度时，顶底板的移近量相对最小，故最终确定卸压孔的深度为2.4m。

② 卸压孔直径。为了保证卸压孔能够在本工作面回采期间为实体煤帮提供充足的变形补偿空间，故应确保实体煤帮产生的压缩变形量小于打设卸压孔的径向高度，即保证在回采工作面推过之前打设的卸压孔不会出现完全闭合的情况。相关工程实践表明[3,4]，对于采动影响下的沿空巷道，给实体煤帮提供140mm的变形量既能对煤体变形量进行有效控制，同时又不会引起巷道顶板的下沉，另外综合考虑到现场施工确定卸压孔的直径为60mm。

③ 卸压孔密度及位置。基于不破坏锚杆锚固性能的原则打设卸压钻孔，在实体煤帮设计钻孔每排3个，孔的间排距为750×800mm，卸压孔设置在锚杆与锚杆间的空隙处。卸压孔的打设位置如图2所示。

图2 卸压孔布置位置示意图

（3）顶板超前加强支护

根据18101工作面的数值模拟结果，超前工作面70m范围内为回采动压影响的显著区域，采动影响的剧烈区域为超前工作面30m，另外结合具体的工程实践，确定在超前工作面30m范围内的支护强度为0.8MPa，在超前工作面30～70m的范围内的支护强度为0.4MPa，支护形式采用单体支柱结合铰接顶梁的形式进行支护。

4 支护效果分析

（1）沿空巷道两帮应力监测

在护巷煤柱段距离18101工作面切眼300m的位置处开始布置监测站，共布置3个监测站，监测站间距为3m，安设深度分别为1m、1.5m和2m；在实体煤帮布置应力测试站，同样在距离切眼300m的位置处开始设置监测站，共设置3个监测站，监测站间距为3m，3个监测站的深度分别为3m、6m和12m。

根据工作面回采期间监测站所得的监测数据，得出沿空巷道随与回采工作面距离的不同，两帮不同深度处应力的变化情况，如图3所示。

图3 工作面回采期间沿空巷道两帮应力变化曲线

通过分析图3（a）能够得出，护巷煤柱的应力变化规律可大致分为应力稳定、应力上升和应力下降三个阶段。其中应力稳定阶段为距离回采工作面大于180m以外的区域，该段不同深度的测点应力值基本一致；应力上升阶段为距离工作面45～180m的范围，该段各测点的应力值在达到峰值前呈现出跳跃式的上升趋势；在距离回采工作面0～50m的范围内为应力下降阶段。在煤柱处于应力稳定上升阶段时，2m测点的应力值最大；对于应力下降阶段，煤柱中1.5m深度测点的应力最大。出现这种现象的原因为在应力上升及稳定阶段，煤柱相对处于较完整的状态，此时的应力峰值基本位于煤柱中部；在应力下降阶段，煤柱的应力峰值会往巷道内侧移动。

图3（b）能够看出，实体煤帮的应力变形曲线基本与护巷煤柱帮的曲线相似，同样可分为三个阶段。在应力稳定阶段各测点的应力基本相同，对于应力上升及下降的前半阶段，3m深度的测点的应力值最大，对于应力下降的后半阶段，6m测点的应力最大。出现该种现象的原因为应力上升及下降的前半段，实体煤帮破坏范围小，侧向支承压力峰值位于3m测点，对于应力下降的后半段，应力峰值转移到6m测点附近。

（2）巷道围岩变形量

在距离18101工作面300m的位置处采用“十字布点法”布置位移观测站，根据监测结果巷道顶底板及两帮移近量曲线如图4所示。

图4 巷道围岩变形量

分析图4（a）能够得出，顶底板移近量在距离工作面174m的位置处开始明显增大，在距工作面煤壁65m的位置处顶底板移近量增大较为显著，顶底板的移近总量为724mm，在距工作面煤壁65m的范围内变形量占到总量的62%；根据图4（b）能够得出，在距工作面182m的位置处，两帮移近量开始明显增大，在距工作面65m的位置处，巷道两帮移近量明显增加，根据曲线图可知两帮移近总量为283mm，其中工作面煤壁帮65m的两帮移近量占到49%。

根据上述分析可知，在工作面回采期间，采用静态与动态叠加支护技术有效地控制了沿空巷道的围岩变形量。

5 结论

通过分析18101工作面回风巷的具体地质条件，对沿空掘巷阶段采用静态支护手段，并对具体支护参数进行设计；在工作面回采期间，采用动态叠加支护手段，在原有支护的基础上对煤柱帮进行锚注加固，对实体煤帮钻设卸压孔控制其变形，对顶板进行超前加固。根据矿压监测结果表明，动态叠加支护手段有效地控制了沿空巷道的围岩变形量。