近距離煤層采空區下巷道圍巖松動圈分析及支護技術研究

亢克勤

（陽煤集團三礦生產調度指揮中心，山西 陽泉 045000）

1 工程概況

某礦23305下工作面位于二水平三采區中部，工作面主采3#下煤層，煤層厚度為1m～3.2m，煤層上方直接頂為泥巖，均厚為1.9m，基本頂為中粒砂巖，均厚為8.3m，3#煤層與3#下煤層間的平均間距為10m，屬于近距離煤層，煤層直接底為粉砂巖，23305下工作面回風巷位于23305工作面采空區下方，回風巷長度為1094m，回風巷斷面的尺寸為寬×高=4.6×3.2m，工作面為傾斜條帶布置，開切眼長度180m，采用綜合機械化采煤工藝，現3#煤層已經回采完畢，故23305下工作面回風巷屬于近距離煤層采空區下巷道。

2 巷道松動圈分析

為充分了解上覆23305工作面回采工作時對底板的破壞深度及回風巷掘進過程中對巷道圍巖的破壞程度，通過在23305下工作面回風巷頂板及兩幫進行松動圈測試，以此確定巷道圍巖的松動圈的范圍。

在回風巷頂板及兩幫使用鉆孔打設Φ42mm，深度為5m的鉆孔，鉆孔從距離工作面開切眼20m的位置處開始打設，巷道斷面上在左幫、右幫及頂板上個布置1個鉆孔，巷道斷面內的3個測孔一個測試組，每個測試組之間的間距為40m，共計在巷道不同位置對12個鉆孔進行松動圈測試，其中頂板測試孔位4個，兩幫測試孔位8個，具體回風巷松動圈測試位置如圖1所示。

圖1 回風巷松動圈測試位置示意圖

根據頂板松動圈測試結果，4個不同位置頂板松動圈的測試結果如圖2（a）所示，通過分析圖4能夠看出，巷道不同位置4個頂板鉆孔的波速基本保持一致變化趨勢，在距離孔口2m的位置處，孔內的波速的變化較大，隨著鉆孔深度的增大，在距離孔口2.5m的位置處，波速便又逐漸趨于穩定，據此能夠得知巷道頂板松動圈的范圍在0～2.5m；4個不同位置兩幫的松動圈的測試結果也基本保持一致，現對1號測試組的波速-距孔口距離進行具體分析，曲線圖如圖2（b），由圖中能夠看出巷道右幫鉆孔內的波速在距孔口1.5m的位置處縱波波速發生了較大的變化，在距離鉆孔孔口2m的位置處縱波波速逐漸趨于穩定，巷道左幫鉆孔在1.5m的位置處波速發生突變，據此可判斷該處巷道圍巖存在裂縫[1-2]，隨著鉆孔深度的增大，縱波波速在2.0m的位置處趨于穩定，基于上述巷道頂板及兩幫鉆孔松動圈的分析結果，綜合確定巷道松動圈的厚度在2.5m。

圖2 回風巷松動圈測試結果

3 支護方案與效果

3.1 支護方案

1）3#煤層底板破壞深度計算。根據煤柱支承壓力對底板破壞的相關理論[3-4]，可知采場底板損傷深度h0、底板巖體最大破壞深度距離工作面端的水平距離l1和采空區底板破壞區沿水平方向的最大長度l2的表達式為：

式中：k為應力集中系數；H為采深，m；M為采高，m；C為煤體的內聚力，MPa；φ為煤體的內摩擦角，°；ξ=1+sinφ/1-sinφ；γ 為上覆巖層的平均容重，kN/m3;φf為底板巖層的內摩擦角，°。根據23305工作面的具體地質條件取 γ=25 kN/m3，H=410m，φ=20°，C=0.7MPa，φf=40°，將上述數據代入式（1）能夠得出底板巖體最大破壞深度距離工作面端的距離l1=9.9m，3#煤開采造成的底板破壞深度h0=11.9m，采空區內底板破壞區沿水平方向的最大長度l2=52.1m。

2）3#下煤層圍巖破壞程度分析。根據圍巖松動圈測試結果可知，23305下工作面回風巷松動圈的厚度為2.5m，再結合3#煤層與3#下煤層間的平均間距為10m，上覆工作面底板破壞深度h0=11.9m知，巷道圍巖的松動圈處于上部煤層采空區的破壞帶中，由于上覆煤層采空區底板破壞帶與巷道松動圈完全重疊，致使兩煤層間的巖層受到上覆工作面開采破壞和下部巷道開挖破壞的疊加作用，使得巷道圍巖破碎嚴重。

3）支護參數的確定。根據上述分析結果知巷道松動圈的厚度為2.5m，頂板巖層受到采動和巷道掘進的雙重破壞，破碎嚴重，根據相關研究可知該種情況下的支護方案應運用拱形支護，運用組合拱理論對支護參數進行設計，通過組合拱理論計算得出的結果與工作面的具體地質情況相結合對回風巷采用錨網索支護的各項支護參數進行確定。

頂板錨桿的直徑為Φ22mm，長度為3000mm，頂板錨桿的間排距700×700mm，錨固長度為1m，頂板錨索參數為Φ21.6mm×6000mm，間排距為2200×2200mm，靠近兩幫的錨桿向巷幫方向傾斜成10°安裝，其余錨桿垂直與巷道頂板打設，錨桿的錨固長度為1.2m，錨桿的安裝預緊力大于300N.m，錨桿托盤采用拱形高強度托盤，同時采用規格為5.4m×2.3m，網孔規格為50×50mm的經緯金屬網進行護頂；錨索采用三花布置，每排打設2根錨索，錨索垂直與頂板打設巷道兩幫錨桿參數為Φ22mm×2500mm的1×19股的鋼絞線，錨桿的間排距為700×700mm，錨索的安裝預緊力為300kN，錨索采用一支MSK和兩支MSZ2360型樹脂型錨固劑對錨索進行錨固，錨固長度為2700mm，鋼筋梯子梁寬度為100mm，直徑Φ10mm，具體回風巷斷面支護示意圖如圖3所示。

巷幫錨桿的間排距為700mm×700mm，錨桿直徑為20mm，長度為3500mm，錨桿的型號為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，巷道斷面內每排安裝4根錨桿，靠近底板的錨桿向底板方向傾斜15°安裝，其余錨桿均垂直巷幫安裝，錨桿預緊力、錨固劑、托盤、金屬網及錨桿的錨固長度與頂板參數相同。另外在巷道頂板及兩幫安裝由兩根直徑為16mm焊接成的鋼筋梯子梁，其長×寬=4600×100mm，通過鋼筋梯子梁增加錨桿（索）間的軸向連接，23305下工作面回風巷支護形式如圖3所示。

圖3 回風巷支護形式斷面圖

3.2 效果分析

為對支護效果的合理性進行有效驗證，工作面回采期間在回風巷不同位置處布置礦壓觀測站對巷道表面位移及錨桿的受力狀態進行有效監測，在距離工作面煤壁前方185m的位置處布置1號測站，在距離工作面煤壁105m的位置處布置2號測站，在2個監測站的位置處分別通過“十字布點法”進行巷道表面位移的監測，在錨桿（索）上安裝MJ-40錨桿測力計對錨桿、錨索的受力狀態進行監測，巷道觀測斷面內布置5個錨桿測力計，1個錨索測力計。

1）巷道表面位移。根據礦壓監測結果能夠得出兩監測站巷道表面位移規律如圖4所示。

圖4 巷道表面位移變化曲線

根據巷道表面位移的監測結果顯示，巷道兩個不同位置的測站基本呈現出一致的變化趨勢，1號測站均在0～14天內巷道圍巖變形量較大，頂底板最大移近量為40mm，兩幫最大移近量為65mm，頂底板的變形速率為2.85mm/d，兩幫變形速率為4.64mm/d；2號測站的頂底板最大移近量為42mm，兩幫最大移近量為68mm，頂底板的變形速率為3mm/d，兩幫變形速率為4.86mm/d，在14～25天的時間內2個測站巷道頂底板及兩幫移近量均基本保持穩定，這即表明巷道圍巖已經處于穩定狀態，巷道頂底板的最大移近量為42mm，兩幫最大移近量為68mm，巷道圍巖變形量在現有支護方式下得到了有效控制。

2）錨桿（索）受力狀態。通過對巷道頂板錨（索）的受力狀態進行持續25d的監測，將所得數據繪制成曲線，如圖5所示。

圖5 工作面回采期間回風巷錨桿（索）受力狀態

通過分析圖5可知，兩測站的錨桿（索）的受力狀態基本一致，在工作面推進11d，頂板錨桿的受力狀態略有增幅，錨索的受力狀態呈現水平狀態，在11d～13d期間，錨桿（索）的受力狀態均以較平緩的趨勢上升，當工作面推進約13d時，巷道錨桿受力特征呈現逐漸增大的趨勢，但從總體看幫部錨桿的受力狀態較為平緩，頂板錨桿的最大受力為5MPa，幫部錨桿的最大受力為5.2MPa，錨索的最大受力為4.8MPa。故根據錨桿、錨索監測期間的受力狀態可知，大部分錨桿、錨索的受力值均小于設定值，錨桿（索）處于穩定狀態，故由此可知23305下工作面回風巷設計支護參數較為合理。

4 結 論

通過對23305下工作面回風巷進行圍巖松動圈測試得知巷道圍巖松動圈的厚度為2.5m，根據理論分析知3#煤開采造成的底板破壞深度h0=11.9m，基于此并結合具體地質情況對回風巷的支護參數進行設計，根據礦壓監測數據知，巷道在現有支護方式下兩幫的移近量為68mm，頂底板的移近量為42mm，有效的控制了采空區下巷道圍巖的變形。