近距離煤層巷道圍巖控制技術的研究

王艷斌

（西山晉邦德煤業有限公司，山西 呂梁 033000）

引言

我國能源儲量豐富，但賦存情況不均，大致呈現出多煤、少油、貧氣的格局，煤炭資源在我國一次性能源消耗的占比一直處于領先地位，隨著開采年限的不斷增大，煤層開采逐步面臨地質條件復雜的問題。近距離煤層開采時，由于上下煤層距離較近，使得上煤層開采會影響下煤層巷道的穩定性[1-2]，所以如何解決近距離下煤層巷道圍巖失穩成為了重要的研究課題[3-4]。

1 支護方案研究

近距離上煤層開采后，使得巷道的圍巖應力重新分布，上煤層巷道的區段煤柱會形成應力集中區，在進行下煤層開采時，下煤層巷道受到上部煤層巷道底板應力集中的影響出現一定的變形，承載壓力是一種自上而下的力，隨著傳遞的距離逐步增大，支撐壓力逐步降低至原巖應力水平，所以為了降低下煤層巷道變形需要將下煤層巷道設置在上煤層巷道底板承載應力擴散區域以外，當煤層距離一定時，支護可以有效削減承載應力的傳遞性，所以選定合適的支護方案對近距離下煤層巷道穩定性十分重要。

在近距離煤層支護時，如果巷道頂板有部分軟弱巖石，此時利用錨桿將軟弱巖石與堅硬巖層進行聯系，此時的錨桿起到懸吊作用，見圖1-1。當巷道的頂板出現分層時，錨桿支護不僅可以提升頂板巖層間的摩擦力，降低頂板離層現象，同時能夠提供巖層足夠的抗剪強度，避免出現剪切破壞，如圖1-2 所示。同時在易破碎區為防止破碎面積進一步增大，通過預應力錨桿支護可以形成錐形壓應力區，當支護錨桿的間排距很小時，此時的壓應力區會形成一個組合拱，此時圍巖的強度會有大幅度的提升。

圖1 錨桿支護作用示意圖

在進行近距離煤層巷道支護時需要遵循以下原則：

1）及時主動原則，通過及時進行支護降低圍巖發生變形的幾率，使圍巖達到受力均衡狀態。

2）可縮性支護，要根據實際圍巖情況選定合適的支護方案及支護參數，使得整個支護系統具備一定的可縮性。

3）擴散及預應力施加原則，錨桿的支護主要是依賴預先施加的預應力，所以在進行預應力施加時要充分分析圍巖特性，選定合適的預應力使其錨固區與圍巖較好地聯合，形成整體承壓結構。

4）增大工作阻力原則，施加具有高阻力的支護體系，保證回采空間，避免巷道變形過大造成作業困難的問題。

2 礦井概況

晉邦德礦位于位于呂梁市離石區西屬巴鎮，井田面積13.85km2，主要開采3 號、4 號煤層，生產能力120 萬t/年，3 號煤層的平均厚度為4.9 m，4 號煤層平均厚度為2.6 m，兩煤層間的距離為6 m，屬于近距離煤層，在實際生產過程中選定下行式開采，上煤層巷道預留20 m 護巷煤柱，2 號煤層巷道選定錨桿錨索+金屬網的聯合支護方案，但由于巷道的應力屬于非對稱分布，所以造成巷道兩幫的移近量較大，幫部的變形嚴重。幫部錨桿受到不同程度的破壞，嚴重影響下煤層巷道的開采。

為了降低下煤層巷道變形程度，提升下煤巷道穩定性，對4 號煤層巷道支護方案進行優化設計，首先進行巷道錨桿長度的計算，錨桿長度計算公式如下：

式中：L0為錨桿長度，m；L1為錨桿墊板及螺母厚度，m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨桿錨固長度，m。根據地質資料可知巷道的半寬為2 m，上部幫部破碎區的寬度為2.4 m，巖石的普式硬度系數為2.5，所以上部巷道錨桿的有效長度為（2.4 m+2 m）/2.5=1.76 m，下部巷道幫部破碎區的寬度為2.9 m，巖石的普式硬度系數為2.5，所以上部巷道錨桿的有效長度計算可得：（2.9 m+2 m）/2.5=1.96 m，L1根據實際情況一般選定0.1 m，錨固長度一般為0.3 m，所以上部下部煤層巷道頂板錨桿長度均選定為2.4 m。同樣的對底板錨桿進行計算，計算得出上下煤層巷道底板錨桿長度分別為3.4 m 和3.8 m，將幫錨桿的長度分別選定為2.9 m 和3.4 m。

對錨桿的間排距進行計算，計算公式一般為：

式中：a 為間排距，m；L0為錨桿長度，m。所以根據計算可知上部煤層巷道頂板間排距為1 200 mm×1 200mm，底板及幫部錨桿間排距根據實際工程情況確定，分別為830 mm×830 mm，900 mm×900 mm。下部煤層巷道頂板間排距為1 200 mm×1 200 mm，底板及幫部錨桿間排距根據實際工程情況確定，分別為850 mm×850 mm，1 000 mm×1 000 mm。

根據實際工程情況和國家生產型號的種類，最終確定錨桿直徑為200 mm。

對上煤層巷道及下煤層巷道進行支護方案設計，上部煤層巷道頂板錨桿選用Φ20 mm×2 400 mm左旋樹脂錨桿，頂板每排布置4 根，間排距選定為1 200 mm×1 200 mm，每支錨桿選定2 支Z2360 中樹脂錨固劑，配置150 mm×150 mm×8 mm的高強度托盤，靠近兩幫的錨桿向內側偏移20°，頂板的錨索選定為Φ18×7 000的鋼絞線，沿巷道中心對稱布置，共三根，間排距選定為1 400 mm×2 100 mm。

巷道底板錨桿選用Φ20mm×3400mm 左旋樹脂錨桿，底板每排布置5根，間排距選定為830 mm×830 mm，每支錨桿選定2 支Z2360 中樹脂錨固劑，配置150 mm×150 mm×8 mm的高強度托盤，同時配置高強度墊圈，采用金屬網進行鋪平拉緊。巷道幫錨桿選用Φ20×2 900 mm 左旋樹脂錨桿，兩幫每排布置5 根，間排距選定為900 mm×900 mm，每支錨桿選定2支Z2360 中樹脂錨固劑，配置150mm×150mm×8 mm的高強度托盤，靠近頂底板的錨桿向內側偏移20°。

下煤層巷道支護優化方式類似，這里就不贅述，上部下部煤層巷道支護優化示意圖如圖2 所示。

圖2 巷道支護圖（單位：mm）

3 現場實踐

對巷道優化支護效果進行分析，選定上下煤層順槽部位進行表面位移監測，不影響正常施工任務的前提下對巷道頂板及兩幫距離運輸巷巷10 m、30 m和50 m的位置依次布置3 個監測點，用于監測頂底板及兩幫的位移變形，頂板監測結果如下頁圖3 所示。

在支護初期，上部煤層的頂板下沉速度很快，下沉速度的平均值為0.72 m/d，在第50 天時，此時的頂板變形速度明顯下降，在第72 天時頂板的下沉量達到最大值52 mm，相比上煤層，下煤層下沉速度的平均值為0.78 m/d，在第58 天時，此時的頂板變形速度明顯下降，在第77 天時頂板的下沉量達到最大值60 mm，頂板的變形均在可接受范圍內。

底板及兩幫監測結果如下頁圖4 所示。

圖4 巷道圍巖位移變形曲線

在支護初期，上部煤層的底板的變形速度較快，變形速度的平均值為0.53 m/d，在第65 天時，此時的底板變形速度明顯下降，在76 天時頂板的下沉量達到最大值38mm。下煤層底鼓速度的平均值為0.92 m/d，在第77 天時底板變形量的最大值47 mm，頂板的變形均在可接受范圍內。兩幫的變形量同樣可控，所以根據以上分析可以看出經過支護優化后，巷道變形量得到了明顯的控制，巷道穩定性增加。

4 結論

1）通過理論分析，對錨桿支護機理進行了研究，并給出了近距離煤層巷道支護時需要遵循的原則。

2）利用理論計算，得到了近距離煤層上部、下部巷道支護方案，為礦山巷道支護提供了一定的參考。并現場驗證該支護方案的可行性，發現經過支護優化后巷道變形量得到了明顯的控制，巷道穩定性增加。