極近距離煤層采空區下回采巷道支護技術探析

郭瑞猛

（太原正越工程設計有限公司，山西 太原 030000）

0 引言

目前，在我國煤礦開采的過程中，極近距離的煤炭資源占據了相當大的比例。在進行極近距離煤層開采作業時，底板的破壞較大，主要受上煤層的采動影響，所以下煤層的開采時需要加強其頂板的支護，同時在上部煤層開采完成后，遺留煤柱底會產生應力集中的問題，為確保工作面的安全回采，需要對下煤層回采巷道的位置進行科學合理布置，以及確定相應的圍巖支護方式。目前，國內專家學者在該方面進行了大量研究并取得了一系列技術研究成果[1-4]。以山西某礦極近距離煤層采空區下12 號煤層開采為工程背景，綜合運用理論分析與數值計算的方法，研究了采空區下11102 工作面回采巷道的布設位置和支護方式，實現了煤層工作面的安全高效回采。

1 工程概況

山西某礦目前開采12 號煤層，地面標高995～1150 m，底板標高790～798 m，埋深200～326 m。煤層傾角3°～14°，平均傾角為8°。11 號煤層厚度為1.43～2.2 m，平均1.58 m。11 號煤直接頂為含鈣泥巖，平均厚度3.1 m，基本頂為泥質粉砂巖，平均厚度4.3 m。11 號煤層所有開采工作面已經全部開采完成，下一步將進行12 號煤層的開采。為更好地把握回采工作面區域煤層和層間距賦存情況，在11102 兩巷進行了底板鉆孔探測，11102 運輸順槽下層間距為0.75～5.2 m，大部分巷段層間距小于2.2 m，該處12號煤分層嚴重，夾矸厚度超過2.25 m，12 號上煤層厚度為2～2.75 m。11102 回風順槽下層間距為3～13 m，其中自巷口往里500 m 的巷段層間距厚度為3 m，500～900 m 段層間距7.5～13 m，12 號煤厚度為4.2～5 m。11102 回采工作面頂板主要為泥巖，局部區域有部分砂巖，直接底為泥巖，厚度約為1.2 m，老底為S2 砂巖，平均厚度為25.3 m。11 號煤層與12 號煤層之間的平均間距為3.64 m，屬于極近距離煤層的范疇。由于11 號煤層開采的影響，使得采空區圍巖應力發生重新分布，其對12 號煤層回采巷道的布置產生很大的影響，同時，12 號煤層頂板以泥巖為主，巖層穩定性較差，對開采巷道的支護設計提出了更高的要求。所以需要結合12 號煤層的地質資料，確定回采巷道科學、合理的布置方式以及支護技術，以期為礦井的安全高效生產提供技術支撐。

2 下部圍巖穩定性分析

2.1 回采巷道位置的確定

12 號煤層下煤層回采巷道布置位置，選擇在上煤層采空區遺留煤柱形成的應力增高區范圍之外，在應力降低區布置12 號煤層下煤層回采巷道，優化巷道布置減少后期對巷道的維護成本[5-6]。現場勘探發現，12 號煤層采空區遺留煤柱形成的高應力區，位置在煤柱中心下方，距煤柱中心水平距離10～20 m 為影響過渡區，更遠的采空區為應力穩定區，所以在選擇12 號煤層回采巷道的位置時應充分考慮應力分布，分析研究選擇在距11 號煤層采空區遺留煤柱中心水平距離10 m 之外的應力穩定區內。

2.2 回采巷道變形破壞分析

根據山西某礦11 號煤層及12 號煤層工程地質條件，采用FLAC3D 數值計算系統，建立數值計算模型，模擬分析在上部11 號煤層開采的影響下，12 號煤層回采巷道圍巖變形特征，綜合考慮11102 回采工作面各方面因素，模型尺寸為468 m×50 m×40 m，斷面為寬×高=5 m×3.5 m 的矩形模型。數值模型劃分為32320 個單元，35516 個節點。模型設定四周邊界限定水平方向位移，底部限定豎直方向位移，在模型頂部施加等效于覆巖重力的均布載荷（2.5×104×250=6.25 MPa），下部回采巷道變形破壞特征如圖1所示。

由圖1 可以看出，在上部11 號煤層開采的影響下，12 號煤層回采巷道圍巖變形破壞的范圍較大，且以出現在頂板肩角的剪切破壞、頂板上部及表面的拉伸破壞為主，同時可以看出，巷道頂板出現較大下沉量，在產生下沉量的同時還有部分橫向位移的出現。

3 支護方案設計

3.1 支護方式

12101 工作面為12 號煤層的第一個回采工作面，其斷面尺寸設計為矩形，尺寸為4.5 m×2.5 m，巷道支護方式采用“全長樹脂錨固+工字鋼+單體柱”聯合支護。

3.1.1 頂板支護

錨桿采用直徑20 mm、長度為2000 mm 的阻尼式螺帽型左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，錨桿排距750 mm，每排6 根錨桿，錨桿間距800 mm，中間4 根錨桿垂直頂板打設，兩邊處錨桿與豎直方向成25°夾角打設。同時在巷道的頂板打設2 根型號為DW28-250/100的單體液壓支柱，其間距為3500 mm，以及1 根長度為4 m 的11 型號的鋼梁，其與巷道兩幫之間的距離為200 mm，排距設計為3000 mm，支護過程中可以根據圍巖情況進行適當調整。

網片：采用金屬網護表，網片網格為50 mm×50 mm的10 號鉛絲編織，規格5.4 m×1.2 m，采用雙股16號鐵絲孔孔相連捆扎一道，扭結不少于3 圈，聯網間距200 mm；巷道頂板每隔100 m 安裝1 片同規格的塑料網替換原金屬網。

3.1.2 兩幫支護

采用直徑為18 mm 的阻尼式螺帽型單向左旋式魚尾紋鋼錨桿，其長度為1.8 m，錨桿間排距為0.75 m、0.75 m，共打設4 根錨桿。運輸順槽和軌道順槽靠工作面側幫采用直徑為18 mm、長度為1.8 m 的玻璃錨桿，其間排拒和非工作面幫相同，并采用塑料鋼編制的方格網護幫，兩幫和頂板交界處的錨桿與水平方向向上傾斜25°。

錨桿采用直徑18 mm、長度為1800 mm 的阻尼式螺帽型左旋魚尾紋鋼錨桿，錨桿排距750 mm，每排4 根錨桿，錨桿間距750 mm，4 根錨桿垂直兩幫布置。

鐵絲網網片：采用鐵絲網護表，鐵絲網網格設置為50 mm×50 mm，采用10 號鐵絲編織，規格1.2 m×3.4 m，選用16 號鐵絲雙股相連捆扎為一道，扭結3圈以上，聯網間距設定為200 mm；11102 工作面回采巷道頂板隔100 m 安裝1 片同規格的塑料網。

3.2 數值模擬驗證

對12101 工作面回采巷道采用確定的全長樹脂錨固+工字鋼+單體柱聯合支護方案，通過進行數值模型計算分析，可以得出11102 工作面回采巷道塑形區分布，回采巷道圍巖應力分布，如圖2 所示。從圖2可以看出，采用聯合支護方案后，巷道圍巖塑性區分布范圍較小，工字鋼在受力作用下沒有發生變形破壞，圍巖承載能力較好，說明在上部11 號煤層開采的影響下情況下，采用錨桿、工字鋼以及單體柱的聯合支護方案，可對12 號煤層回采巷道圍巖變形破壞進行有效控制，也進一步說明了支護參數的科學合理性。

圖2 巷道圍巖變形破壞及受力特征

4 工業性試驗

將全長樹脂錨固+工字鋼+單體柱聯合支護技術應用于11102 工作面回采巷道，并在巷道掘進施工過程中采用頂底板動態儀，監測巷道頂底板及兩幫的圍巖動態變形狀態及巷道變形曲線如圖3 所示。

圖3 巷道圍巖監測變化曲線

由圖3 可以看出，在11102 工作面回采巷道掘進過程中，當巷道頂底板及兩幫的監測點與工作面之間的距離大于70 m 時，圍巖變形量趨于穩定值不再發生變化，在巷道頂底板及兩幫的監測點與工作面之間的距離小于70 m 的范圍內，巷道變形量與距工作面的水平距離成非線性負相關，巷道頂底板最大下沉量約為95.6 mm，巷道兩幫圍巖變形最大約為194.3 mm，變形量處于圍巖變形設計允許的范圍內，滿足礦井安全生產的需要，通過技術參數計算，表明了采空區下12101 工作面回采巷道采用全長樹脂錨固+工字鋼+單體柱聯合支護具有合理可靠性。

5 結論

以山西某礦12 號煤層的地質條件為工程背景，采用理論分析與數值計算相結合的方法，對極近距離采空區下回采巷道布置及圍巖研究，得出以下結論：

1）山西某礦12 號煤層回采巷道布置在與距離該礦11 號煤層采空區留設煤柱中心水平10 m 外，圍巖應力穩定區。

2）12 號煤層回采巷道圍巖變形破壞主要以出現在頂板肩角的剪切破壞、頂板上部及表面的拉伸破壞為主，通過數值計算驗證了全長樹脂錨固+工字鋼+單體柱聯合支護參數的合理性，現場實踐結果表明，采用該聯合支護方案后，采空區下巷道頂底板最大下沉量約為95.6 mm，巷道兩幫圍巖變形最大約為194.3 mm，均滿足井下安全生產的需要。