近距離下分層臨近采空區巷道支護技術研究

韓正民

（山西省晉神能源有限公司，山西 忻州 036500）

0 引 言

多煤層開采的煤礦井田通常采取先采上分層，再采下分層的分層開采方式[1]。在煤層層間距較小的分層開采中，上分層及下分層臨近工作面回采結束情況下，易對下分層臨近采空區的區域形成較強的應力集中，在該區域掘進巷道易發生圍巖變形失穩，甚至坍塌、冒頂危險[2]。針對此類條件下的巷道支護技術研究具有重要意義。因此，以該類條件下的磁窯溝11102 運輸巷為工程背景，通過分析圍巖變形機理，制定符合該巷的支護方案，確保支護強度滿足要求。

1 礦井概況

1.1 地質概況

磁窯溝井田地質條件中等，開采煤層為10-2號煤層及11 號煤層，11 采區上分層的10-2 號煤層已開采完畢，目前正在開采下分層的11 號煤層。11 號煤層層厚較為穩定，均厚4.5 m，直接頂為砂質泥巖，均厚5.5 m，泥巖上部為10-2 號煤層采空區，直接底為炭質泥巖，均厚0.45 m，老底為砂質泥巖，均厚13.5 m。煤層頂底板綜合柱狀圖如圖1所示，煤巖層物理力學參數見表1。

表1 煤巖層物理力學參數一覽Table 1 Physical and mechanical parameters of coal strata

圖1 11 采區煤層頂底板綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of coal seam roof and floor in No.11 mining area

1.2 11102 運輸巷工程概況

11102 工作面位于11 采區西翼中部的下分層，上分層已回采結束，鄰近11102 運輸巷的11082 工作面已回采結束，11102 運輸巷距11082 采空區10 m。11102 運輸巷設計巷寬5.4 m，巷高3.7 m，巷道沿11 號煤層頂板掘進，采用11 號工字鋼棚支護。由于受滑動地質構造影響，11102 運輸巷位于背斜處的620～660 m 段巷道距離原10-2 號煤層的采空區間距最小處僅5 m，由于距上覆采空區的層間距變小及鄰近采空區的影響，巷道掘進范圍處于應力集中區域，呈現煤體變軟、圍巖破碎的結構變化狀態，為保證巷道支護強度滿足工作面回采需要，需根據該巷掘進范圍的圍巖變形機理，制定針對性補強支護方案，確保巷道支護滿足安全生產的需要。

2 近距離下分層巷道失穩機理與圍巖控制對策

2.1 近距離下分層臨近采空區巷道失穩機理分析

采取分層開采的下分層巷道，在相鄰工作面已回采完畢情況下，且與上分層采空區距離較近時，下分層巷道將會出現更為強烈的礦壓顯現，易出現巷道變形量大、圍巖失穩等現象[3]，該現象為多個應力疊加而產生的應力集中，近距離下分層臨近采空區巷道圍巖受力情況如圖2 所示。

圖2 近距離下分層臨近采空區巷道受力情況Fig.2 The stress condition of roadway near goaf under close distance stratification

如圖2 所示，上分層采空區為垮落壓實后重新膠結的破碎巖體，且老頂砂巖已出現斷裂，其應力直接作用在下分層的直接頂泥巖上，加上臨近工作面回采結束后，下分層臨近采空區部分的直接頂呈懸臂梁受力結構狀態，靠近采空區側直接頂已發生彎曲下沉，其結構應力逐步向煤體側延伸，對下分層煤體及直接頂形成應力集中，導致下分層臨近采空區部分的煤巖體內裂隙發育，直接頂粘結系數減低，自穩性能變差，巖石內摩擦角變小[4]。此時再在應力集中的臨近采空區掘進下分層巷道，則會對應力集中的煤巖體產生二次擾動，導致應力集中向巷道掘進區域轉移，加劇圍巖破碎及變形程度，自穩性能再次下降，采用主動支護的錨桿、錨索則因圍巖的結構強度較低而出現錨固效果下降，無法保障支護效果。

2.2 近距離下分層巷道圍巖控制對策

針對近距離下分層巷道因應力集中造成的圍巖失穩、支護困難問題，圍巖控制及支護方案應遵循4 個原則：一是增強圍巖穩定性，可采取煤巖體注漿加固措施，通過注漿實現破碎圍巖重新膠結，以提升圍巖的整體結構穩定性，為錨桿或錨索主動支護打下基礎；二是為彌補破碎圍巖下錨桿（索） 主動支護效果較差問題，可采取主被動協同支護，即架棚支護配合錨桿（索） 補強支護，以保障支護強度，通過架棚支護可保障破碎圍巖下的支護安全，配以錨索補強支護可進一步保障圍巖穩定性，防止發生圍巖失穩現象；三是破碎圍巖下的錨索應采取加長錨固或全長錨固方式，以保證錨固可靠性及支護時效；四是巷道掘進期間應采用震動較小的機械化掘進，避免采用炮掘，防止震動加劇圍巖破碎影響圍巖整體穩定性。

3 近距離下分層臨近采空區巷道支護方案

根據近距離下分層臨近采空區巷道失穩機理及圍巖控制對策，制定11102 運輸巷支護方案，方案包含架棚支護、注漿加固、錨索補強、抬棚加固。施工順序及工藝為：先采用架棚支護，然后緊跟迎頭不超過10 m 對架棚區頂部巖體及幫部煤體進行注漿加固，注漿加固增強煤巖體整體穩定性后，棚間補打錨索補強支護，錨索施工完畢后，在棚間打一梁三柱抬棚進行整體加固。

3.1 架棚支護

采用5.4 m 長的11 號工字鋼作梁，4.5 m 單體支柱作腿，斷面規格為5.4 m×3.7 m，棚間距1 m。采用2 m×1.2 m 鋼筋網配合φ50 mm 鐵椽桿閉幫護頂。頂梁安裝2 道拉桿，距梁端1.5 m 處各安裝1 道，柱腿安裝2 道拉桿，上拉桿距頂1 m，下拉桿距底1.5 m，以保證支架穩定性。頂部不平整及空頂部分采用道木垛架接頂，架棚支護斷面如圖3所示。

圖3 架棚支護方案示意Fig.3 Shelf support scheme

3.2 注漿加固

架棚支護后，在掘進迎頭后方實施平行注漿作業。注漿材料采用固化效果較好、滲透性較強的復合材料，復合材料包括水泥、JCT 復合劑，水∶水泥∶JCT 復合劑=0.5∶0.85∶0.15。頂、幫注漿孔間、排距均為2 m，孔深均為5 m。頂部居中布置3 個注漿孔，中部注漿孔垂直于巷道頂板，左右2個孔各偏向兩側15°。兩幫各布置2 個注漿孔，上部注漿孔距頂0.5 m，傾角+30°，下部注漿孔距頂2.5 m，傾角+15°。斷面注漿孔布置如圖4所示。

圖4 斷面注漿孔布置示意Fig.4 Indication of section grouting hole arrangement

3.3 錨索補強支護

注漿加固后，在棚間打錨索補強加固，錨索直徑21.6 mm，錨索長度均為5.2 m，錨索間距均為1.5 m，排距均為1 m，頂部居中布置3 根錨索，中部1 根垂直于巷道頂板，左右2 根各偏向兩側15°。兩幫各布置2 根錨索，上部錨索距頂0.8 m，傾角+15°，下部錨索傾角0，錨索均配合W 鋼帶使用。錨固劑采用1 支CK2370 配2 支K2370 樹脂錨固劑，錨固長度為2.1 m。錨索補強支護如圖5所示。

圖5 錨索補強支護斷面Fig.5 Anchor reinforcement support section

3.4 抬棚加固

架棚支護、注漿加固、錨索補強支護完成后，在工字鋼棚下方打2 道一梁三柱抬棚加固，抬棚采用π 型鋼梁配合4.5 m 單體液壓支柱打設，打設位置為巷中兩側1 m 處各打一道，以加強架棚支護強度。

4 工程應用及效果分析

為解決11102 運輸巷因應力集中造成巷道圍巖變形量大、支護困難問題，將近距離下分層臨近采空區巷道支護方案用于11102 運輸巷620～660m段巷道，并在該段巷道建立三組礦壓觀測站，主要監測頂、底板及兩幫相對位移量及位移速度，每4 d 觀測一次變形數據，并繪制監測數據曲線圖，圖6 為3 組觀測站中變形量最大一組測站監測數據曲線。

圖6 巷道位移監測數據曲線Fig.6 Roadway displacement monitoring data curve

由圖6 可知，11102 運輸巷620～660 m 段巷道采取補強支護后，頂底板相對位移速度最大值為6 mm/d，兩幫相對位移速度最大值為8 mm/d，且位移量及位移速度均在16 d 后變緩，在32 d 后趨于穩定，持續觀測至80 d 后，各項變形數值基本穩定，頂底板最大相對位移量100 mm，兩幫最大相對位移量140 mm，與原斷面對比斷面收縮率僅為5.6%，變形量在支護可控范圍。綜合礦壓觀測數據并結合現場支護情況可知，采取補強支護后巷道圍巖變形量得到有效控制，支護強度滿足該巷支護要求。

5 結 語

近距離下分層臨近采空區巷道受應力疊加及掘進期間二次擾動影響，巷道掘進范圍應力集中，圍巖破碎且變形量大，支護困難。通過分析圍巖變形機理及控制對策，并制定注漿加固、架棚支護+錨索、抬棚補強支護方案，應用于處于該條件下的磁窯溝11102 運輸巷后，巷道圍巖變形量得到有效控制，支護強度滿足該巷支護要求。