近距離煤層采空區下回采巷道支護技術研究

寧 琦

（大同煤礦集團有限責任公司四臺礦 ，山西 大同 037005）

0 引言

我國的煤炭資源不僅儲量豐富，而且賦存條件復雜多樣，尤其近距離煤層群在我國廣泛分布。目前，我國近距離煤層群多采用下行式開采順序，受近距離上煤層采動影響，下煤層及其頂底板巖層完整性遭到破壞。另外，下煤層開采過程中，回采巷道圍巖還會受到上部殘留區段煤柱的應力集中效應，使下部煤層及巖層間的應力環境變得更加復雜。因此，在進行近距離煤層群下行式開采過程中，下煤層回采巷道圍巖的穩定性控制技術是煤礦安全的重要保障。

在近距離煤層群開采方面，學者們根據不同煤層群賦存的具體地質條件，從回采巷道布置和支護系統設計等方面進行了大量研究。為了進一步探討近距離煤層采空區下回采巷道圍巖支護技術，本文以山西某礦區的近距離煤層群的下煤層回采巷道圍巖穩定性控制為工程背景，根據該礦煤層的具體地質條件和礦壓顯現情況，進行了回采巷道支護方案的設計，并對支護效果進行了監測和分析。研究結果可為相似煤層群的安全開采提供借鑒。

1 工程概況

1.1 煤層賦存條件

如圖1所示為礦井的鉆孔柱狀圖。該礦的主采煤層為3#煤，平均埋深大于500m，分為3上和3下煤層，兩層煤的平均間距為6.2m，屬近距離煤層。目前，3上煤層已經全部開采完成，并且采空區基本被壓實。3下煤層平均厚度為7.5 m，傾角2°～5°的近水平煤層，上覆頂板巖層依次為泥巖、中粒砂巖、粗粒砂巖。3下煤層工作面設計為一次采全高的綜合機械化采煤方式。

下煤層首采32501工作面的回采巷道仍使用上煤層回采巷道的支護方式，在進行在32502工作面回采過程中，回采巷道圍巖破壞變形量嚴重，并且由于頂板破碎大，巷道維護困難，給生產造成嚴重威脅。

圖1 煤層及頂底板巖層綜合柱狀圖

1.2 底板受力狀態及破壞理論

煤層開采過程中，由于采動影響，采場周圍煤巖體內的應力會重新分布。以底板破壞為例，底板巖層破壞的滑移線理論認為，受工作面前方煤巖層內超前支承壓力的作用，在一定范圍的底板巖層內會出現應力分布的不同區域，即壓縮區(Ⅰ)、膨脹擠壓區(Ⅱ)和應力釋放區(Ⅲ)，并且隨著回采工作面的不斷推進，三區也處于動態轉移過程中，從而使底板巖層發生連續性的破壞，煤層底板巖層破壞的滑移線場見圖2。

圖2 底板巖體破壞滑移線場

根據滑移線場理論，煤層底板由于受到支承壓力作用而引起的最大破壞深度hmax為：

式中：M為煤層采高，m；k為超前支承壓力的應力集中系數，根據煤層賦存及開采技術條件確定，一般在2～5之間取值；γ為上覆巖層的平均容重，N/m2；H 為煤層的埋深，m；C為煤體粘聚力，MPa；φ—煤體的內摩擦角，rad；φf為底板巖層的內摩擦角，rad；f為煤層與頂底板巖層接觸面的摩擦系數，簡化條件下可取f=tanφ；ξ為三軸應力系數

由公式（1）可得3上煤層開采引起的底板巖層最大破壞深度可達到1.69 m。3上和3下煤層的間距在4.3～7.9m之間，并且中間含有一層平均厚度為2.1m，強度較低的砂質泥巖，因此，3上煤層開采將嚴重影響3下煤層頂板（即3上煤層底板）的完整性。

2 回采巷道支護設計

考慮到下煤層頂板受到上部煤層開采的采動擾動及采后遺留煤柱應力集中效應等的影響，并且鑒于首采面回采巷道圍巖裂隙發育、頂板破碎、巷道不易維護等問題，因此，決定對下煤層的回采巷道頂板及兩幫進行加強支護，以防止冒頂、片幫等事故，保證回采巷道的穩定性。同時，根據3上煤層回采巷道的普通支護方案及支護經驗，確定采用高強高預緊力錨桿、短錨索為頂板和兩幫支護措施，金屬網為表面支護措施的加強支護系統。

頂部錨桿：將頂部錨桿的直徑由20mm加大到22mm，錨桿長度由原來的2400mm增大到3000mm，即采用Q500 φ22mm×3000mm錨桿，間排距仍為1500mm×1500mm，在此基礎上，為了進一步提高支護圍巖的整體性，配合W型鋼帶托盤使錨桿預緊力得到有效的擴散。

頂部錨索：為了增加了支護系統的整體性，考慮到兩層煤之間的巖層厚度在8～10m，決定與錨桿并排使用兩根φ21.6mm×4000mm的錨索，兩根錨索的間距為2200mm。

幫部錨桿：采用20mm×2500mm的普通錨桿錨桿，間排距700mm×700mm，另外，考慮到3下煤層的煤質較軟，為了防止嚴重片幫事故的發生，由于煤質較軟易產生片幫，兩幫上部2根錨桿采用32mm×3500 mm錨桿，并配合W型鋼帶托盤。

金屬網：為了防止漏頂漏矸，在頂板和幫部輔助使用金屬網和鋼筋托梁。回采巷道支護系統的斷面布置如圖3所示。

圖3 回采巷道斷面支護系統布置示意圖

3 巷道圍巖穩定性控制效果

為了驗證32502工作面回采巷道支護方案的支護效果，采用“十字交叉法”對回采巷道的錨桿受力和頂底板及兩幫移進量進行實時檢測，以此分析巷道圍巖的變形破壞規律，兩巷測點布置如圖4所示。

圖4 回采巷道監測點布置示意圖

從各個監測點的監測數據可知，各個測點位置巷道圍巖的變形規律基本一致，因此選取具有代表性的18#測點進行錨桿受力和圍巖移近量的規律分析。監測過程為該測點距離工作面200m和工作面推過測點100m的范圍，根據工作面的推進速度計算監測天數為20天。

從圖5所示的錨桿受力變化曲線可知，隨著回采工作面的不斷推進，錨桿、錨索的受力變化趨勢基本相同，并且從第6d開始力值開始增大，在6～12d范圍內基本呈線性增加，在第12d左右趨于穩定，穩定維持天數為12～16d，隨后力值開始下降到另一較低穩定狀態，錨桿錨索最大力值在設計承載能力范圍內。從圖6頂底板及兩幫的移近量變化曲線可知，從第7d開始巷道圍巖變形明顯加快，在第15天時變形量增長較小，開始趨于穩定，頂底板最大移近量為92mm，兩幫最大移近量為85mm，在規定允許的范圍內，不會影響巷道的正常使用。

圖5 錨桿錨索受力變化走勢圖

分析其原因主要是工作面推進過程中受超前支承壓力的影響較大和工作面推過后較短距離內采動的影響，造成6～16d觀測數據明顯增大。綜合比較，32502回采工作面巷道變形量明顯小于首采面32501的變形量，改進后的支護參數滿足該條件下的回采巷道圍巖變形要求，支護效果良好。

圖6 回采巷道圍巖移近量走勢圖

4 結論

1）在近距離煤層采用下行式開采方式時，要尤其關注上煤層開采造成的底板破壞，加強下煤層開采時的回采巷道支護，及時有效地控制圍巖變形，以保證下煤層回采過程的安全性。

2）實踐證明，通過采用高強高預緊力錨桿、短錨索為頂板和兩幫支護措施，金屬網為表面支護措施的加強支護系統，對下煤層回采巷道進行支護，可使圍巖及支護系統形成一個有效的支護整體，從而顯著增強圍巖自承載能力，支護效果較好，可滿足回采巷道的設計和使用要求。