近距離煤層采動影響下采區大巷圍巖控制技術研究

毋肖飛

（山西蘭花科創玉溪煤礦有限責任公司，山西 晉城 048000）

1 工程概況

山西蘭花集團蘆河煤業井田范圍內主要開采3#和15#煤層，3#煤層位于山西組下部，緩傾斜煤層，傾角小于8°，煤層較為松軟；煤層埋深大約在500m～600m范圍，厚度在5.12～7.20m范圍，平均5.85m，平均含有一層夾矸，煤層直接頂為泥巖，均厚2.4m，基本頂為中粒砂巖，均厚為5.3m，直接底為泥巖，均厚1.5m，基本底為砂質泥巖，均厚8.3m，3#煤層膠帶大巷沿基本底砂質泥巖層底板板掘進，與煤層間的間距平均為6m，巷道斷面形狀為直墻半圓拱形，尺寸為寬×高=5000mm×4100mm，巷道原有支護方案采用U36型鋼進行架棚支護，棚距700mm。

3#煤層膠帶大巷在原有支護方案下，在上覆近距離煤層1301-1304回采工作面的采動影響下巷道出現圍巖變形量大等特征，1301-1304工作面與膠帶大巷間保護煤柱的寬度均為100m，現1301、1302工作面以回采完畢，根據1301、1302工作面采動影響下膠帶大巷圍巖變形特征的現場觀測，能夠將巷道的頂板支架出現破斷，兩幫支架向巷內跪腿，底板底鼓嚴重，考慮到3#煤層膠帶大巷的用途及服務年限，急需采用有效的支護手段，有效控制巷道圍巖的變形。

圖1 巷道原有支護斷面圖

2 動壓巷道控制技術

2.1 巷道穩定性影響因素分析

為保障3#煤層膠帶大巷圍巖的穩定，現對回采動壓影響下，巷道圍巖變形量大的主要原因進行分析，主要原因如下：

1）由于巷道沿著基本底砂質泥巖掘進，砂質泥巖較為松軟，且巷道頂底板巖層均為泥巖，巖層內節理裂隙較為發育，進而導致圍巖易發生變形；

2）回采工作面的采動應力影響，1301及1302工作面現已全部回采完畢，兩工作面的停采線與膠帶大巷的間距均為100m，在工作面回采完畢后，支承壓力通過保護煤柱向巷道方向傳遞，隨著保護煤柱的減小，受到的采動應力影響會逐漸增大；

3）巷道原有支護設計不合理，原有支護采用U型鋼棚，能夠在提供一定的支護阻力，并提供一定的讓壓空間，但該種支護僅為一種被動的支護方式，不能提高圍巖的自我承載能力，且該種支護方式在采動影響下會出現結構破壞嚴重，進而致使巷道圍巖破壞嚴重。

2.2 采場遠距離卸壓技術

采場遠距離卸壓保護技術的主要技術原理如下：通過在工作面前方的煤層內開掘一條卸壓巷道，從而有效的切斷工作面超前支撐壓力向膠帶大巷的傳遞，進而有效的減小膠帶大巷所受到的圍巖應力大小[1-2]，現以1304工作面為例，在工作面設計的停采線保護煤柱的內部掘進卸壓巷道，從而有效的切斷超前支撐壓力對3#煤層膠帶大巷的影響。

根據蘆河煤業的1304工作面的具體地質條件，工作面面長為220m，根據超前支承壓力的分布范圍，采用掘進機掘進出180m左右的卸壓巷道，確定在工作面停采前前方20m的煤柱內，沿煤層頂板對掘出一條寬為20m，高為5.8m的卸壓巷道，具體卸壓巷的位置及各項參數如圖2所示，在進行卸壓的掘進作業時，為充分避開煤柱的支撐應力，在超前工作面400m時開始掘進卸壓巷，在掘進作業時，采用兩臺鉆機對掘的方式，沿煤層頂板掘進，兩臺鉆機分別掘進90m，掘進作業沿寬度方向的間隔為800mm，共計進行7次的掘進作業，進而形成20m寬度的卸壓巷道區域。

圖2 采場遠距離卸壓巷道施工示意圖

2.3 關鍵層鉆孔爆破卸壓技術

在工作面停采線內卸壓巷道掘進完成后，通過在膠帶順槽、軌道順槽及卸壓巷內布置深孔爆破鉆孔，進行基本頂的強制放頂作業，減小工作面回采過程中基本頂來壓對3#煤層膠帶大巷的破壞，根據類似工程經驗及相關研究[3-4]，將深孔炮眼沿著上下兩層進行分布，將炮眼的終孔位置布置在基本頂中粒砂巖中，設置深孔炮眼水平間距為6m，上下分層的間距為2m，鉆孔孔徑為42mm，鉆孔的深度根據傾角的不同而不同，鉆孔深度在24m～26m設置炮孔的裝藥深度為14～16m，封孔長度為10m，具體深孔炮眼的布置形式如圖3所示。

圖3 基本頂強制切頂炮眼布置示意圖

3 巷道修復加固及效果

3.1 巷道修復加固方案

根據上述巷道圍巖變形特征的分析知，巷道頂板及兩幫變形較為嚴重，在1303、1304工作面的回采動壓影響下，巷道的變形將會更加嚴重，在充分考慮采用上述采場遠距離卸壓技術、關鍵層鉆孔爆破卸壓技術后，并結合預應力錨索束及鉆孔卸壓技術的原理，對3#煤層膠帶大巷的修復方案進行具體設計，流程為巷道擴刷→架U型鋼棚→噴漿→淺孔注漿→打設幫頂長錨桿→進行底板錨注→進行幫頂深孔注漿→打設幫頂錨索。

1）巷道擴刷、架設U型鋼棚、噴漿。對3#煤層膠帶大巷進行擴刷作業，擴刷后的巷道寬度為5.7m，高度為4.6m，擴刷完成后再架設U型鋼棚，設置鋼棚間距為500mm，并在鋼棚之間增設6根拉桿，增加U型鋼棚間連接的整體性，對棚腿底板進行鋪料石穿鞋，料石的長×寬×厚=300mm×300mm×150mm；在U型鋼棚架設完畢后對巷道表面進行噴漿作業，噴漿作業緊跟擴刷作業進行，擴刷作業與噴漿作業間距小于5m，設置噴漿層的厚度為 70～100m。

2）淺部注漿作業。在進行3#煤層膠帶大巷的淺部注漿作業時，注漿材料使用425#普通硅酸鹽水泥，水灰比設置在0.85～1.0之間，進而有效對巷道松動圈范圍的破碎圍巖進行加固封堵，從而增強巖石自身的自穩能力，淺部注漿作業在滯后擴刷迎頭4m的位置處開始施工，注漿作業時采用的注漿直徑為25mm，長度為1.2m的注漿花管，設置注漿壓力小于1MPa，巷道斷面內設置7個淺部注漿孔，注漿孔的間排距為1800mm×1000mm，注漿作業時從巷道幫部開始注漿作業，幫部注漿作業完成后再進行頂板注漿作業，淺部充填注漿孔布置如圖4a)所示。

4）高性能超強錨桿支護。在巷道淺部圍巖注漿作業完成后，采用Φ22mm×3000mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿對巷道頂板及兩幫進行支護作業，間排距為700mm×1000mm，錨桿的錨固形式為端頭錨固，預緊力不小于80kN，錨固力不低于150kN，并在巷道表面加設鋼筋網進行聯合支護，具體參數如圖4b）所示。

圖4 淺部注漿孔及高性能錨索布置形式

5）底板鉆孔卸壓聯合控制。針對3#煤層底板底鼓量較大的情況，現采用鉆孔聯合支護的形式對底板進行加固，先對底板的浮矸進行清理，在底板噴射一層混凝土，隨后施工注漿鉆孔，進行淺孔注漿作業，在注漿作業完成后施工卸壓鉆孔，再沿著卸壓鉆孔底部進行錨索孔的施工作業，鉆孔直徑為32mm，深度在2.5m～4.5m的范圍內，隨后安裝直徑25mm的中空注漿錨索，長度為4500mm，通過注漿錨索向底板巖層內注入美固364雙液化學漿，對底板圍巖裂隙進行充填，同時采用M型鋼帶及鋼筋網作為護表材料，將錨索連接成一個整體，具體底板支護方式如圖5a)所示。

6）幫部深孔注漿及錨索加固。在淺部注漿作業完成后，通過直徑25mm的中空注漿錨索，頂板注漿錨索長度為6000mm，幫部注漿錨索長度為4300mm，注漿錨索的間排距為1800mm×1000mm，注漿錨索采用水泥藥卷進行封孔作業，封孔長度為1600mm，設置注漿壓力為3MPa，注漿材料為水泥水玻璃雙液漿，通過在頂板及幫部布置7套中空注漿錨索對深部圍巖進行加固，并對關鍵部位加強支護，如圖5b所示。

圖5 巷道底板鉆孔卸壓聯合支護及深部注漿錨索支護

3.2 修復加固效果分析

為驗證3#煤層膠帶大巷在采用采場遠距離卸壓技術+關鍵層鉆孔爆破卸壓技術的基礎上，巷道修復支護方案的效果，通過十字布點法對頂板高抽巷的表面位移進行持續觀測，在不同的斷面處布置3個測點，持續觀測120天，根據礦壓觀測數據能夠得巷道表面位移的曲線圖，如圖6所示。

圖6 巷道圍巖變形曲線圖

根據巷道表面位移的監測結果顯示，膠帶大巷在上述動壓巷道控制技術及巷道修復方案后，三個測站得到的圍巖變形量基本保持同樣的趨勢，在0～90天內巷道圍巖變形量在持續增大，頂底板的最大變形速率為11.71mm/d，兩幫變形最大變形速率為5.83mm/d；在90～120天的時間內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，巷道頂底板最大移近量為449mm，兩幫最大移近量為130mm，其中底鼓量為頂底板移近量大的主要原因，需進一步加強對底鼓的治理，基于上述分析可知巷道圍巖變形量在采用上述控制技術后得到了有效控制。

4 結論

通過分析3#煤層膠帶大巷在現有支護下存在的問題，并結合采場遠距離卸壓技術及關鍵層鉆孔卸壓技術的原理，對膠帶大巷的卸壓控制技術進行具體設計，并結合動壓巷道控制技術原理對巷道的修復方案進行設計；根據礦壓監測結果顯示，在巷道采用動壓巷道控制技術和修復方案后，頂底板的最大移近量為449mm，兩幫最大移近量為130mm，解決了巷道圍巖變形量大的問題，保證了巷道圍巖的穩定。