采空区下方近距离巷道加固设计及应用

解鹏涛

(同煤集团晋华宫矿，山西 大同 037016)

1 问题的提出

晋华宫矿为年产量450万t的多井口大型矿井，经过6800万年的侏罗系时期，晋华宫矿区共沉积了侏罗系中统大同组、石炭系上统太原组及二叠系下统山西组，可采和局部可采煤层23层，主要为7#、8#、11#、12#和15#层。大同煤盆形成后期受到了燕山运动的改造［1］，致使侏罗系煤层合并、变薄及尖灭现象频繁，煤层多而近，尤其是7#层和8#层，层间距最小5 m，最大18 m。8#层8705工作面采至850～920 m里程时，进入了上覆7#层采空区的下方，8#层5705巷距7#层煤柱水平距离为40 m。

7#、8#层层间对照图见图1。

图1 7#、8#层层间对照图

在巨大的上覆煤柱压力及本工作面超前支承压力的双重作用下，5705巷距工作面超前30 m范围内顶板响动剧烈，巷道底鼓严重，最大底鼓量达0.5 m左右，煤柱侧炸帮1 m多深，护帮锚杆失效，顶板裂缝贯穿巷道全断面，并出现不同程度的下沉，最大下沉量为0.3 m，严重影响了巷道的正常使用和煤矿的安全生产，为此，需要对5705巷进行加固。

本文在分析5705巷原有支护的基础上，提出“双柱钢梁”加固法，通过在顶底板铺设工字钢并用单体液压支柱将其固定到顶底板上，实现顶底板间的应力传递，将顶板的自重及上覆应力传递到底板，以控制其底鼓，通过底板底鼓的反力抵抗顶板岩体的下沉，使彼此的破坏力转化为有效的支护力，取得了良好的效果。

2 工程概况

8#煤层平均埋深260 m，煤层厚度为1.2～1.58 m，平均厚度为1.4 m，煤层赋存稳定，厚度变化较小，结构简单，北部较薄，总体为一单斜，走向近北东，倾向北西。岩层硬度系数约为6～8，与7#层层间距平均为12 m。根据8#层8705工作面地层综合柱状图分析:8#层伪顶厚0.5 m，为浅灰色细砂岩，含有少量暗色矿物，云母碎片;直接顶厚3.6 m为灰白色钙质接触式胶结，胶结较为坚实，含有煤条，煤屑和FeS2球状结核。底板为深灰色粉砂岩，性脆，水平层理，含有少量暗色矿物、植物化石及FeS2结核，局部夹有2层细砂岩薄层。

5705 巷断面形式为矩形，宽3.5 m，高 2.5 m，沿走向1396 m，巷道坡度为0～5°，服务年限为2年。利用邻近8#层盘区巷道矿压观测数据及支护经验，确定5705巷道采用锚杆、锚索进行联合支护，巷道施工时沿煤层底板挑顶掘进。

巷道顶锚杆选用d16 mm×1700 mm左螺旋无纵肋钢锚杆，间排距均为1000 mm，紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100 N·m;锚索选用d15.24 mm×5000 mm钢绞线，间距3000 mm，锚索锚固力不小于100 kN，锚索必须使用张拉千斤，拉张力控制在100 kN。巷道两帮锚杆距顶板900 mm，与水平方向成30°角向上，其他参数同顶板，5705巷原支护方案见图2。

图2 5705巷原支护方案

3 5705巷加固方案设计

5705巷原支护方案采用锚杆、锚索进行联合支护，由于围岩条件较好，压力不大时能有效控制巷道围岩的变形和破坏，但当巷道距7#层采空区较近时，由于采动时7#层底板已经遭受破坏，锚杆锚索的锚固段处于破碎的岩体中，尤其是锚索，不能将下部岩层很好的悬吊到上部稳定的岩体中，在超前支承压力及7#层煤柱的集中应力作用下，支护体遭到了严重的破坏。为了更好地呈现巷道的破坏特征，在此采用FLAC3D数值模拟软件［2－4］再现加固前巷道的真实情况。

以巷道底板中心为原点，x轴负方向取100 m，正方向取50 m，y方向取单位长度，z轴正方向取5 m(7#层、8#层之间最小层间距)，煤柱部分为x=40～80 m部分，煤柱所在采空区宽200 m，按平均岩体容重2.5 kN/m3计算，煤柱部分施加的应力为31.25 MPa，其他部分施加竖向应力6.25 MPa，上部自由面，其余五面均采用滑动铰支座的位移边界。

数值模拟边界条件见图3。

图3 数值模拟边界条件图

未加固时，巷道变形破坏见图4。由图4(a)可知，巷道顶板5 m岩层基本上全部破坏，左帮破坏程度较右帮大，顶板下沉0.313 m，底鼓0.497 m，两帮收敛量达到0.989 m，巷道失去了其使用价值。需要对其进行加固，修复。

图4 加固前巷道变形破坏图

经上述分析可知，致使巷道变形破坏的主要原因是7#、8#层间距较近，巷道顶板岩层薄、压力大，锚杆锚索无可锚固的稳定层。因此，进行巷道修复加固时，采用了强度较高的DW40－150/100X型柱塞悬浮式单体液压支柱带进行加固，间排距1500 mm×1000 mm，相邻两排用连杆链接，增强整体性，同时，由于柱头面积较小，很容易被压入岩层而失去加固效果，故在顶底板用2根12#工字钢将两根单体液压支护链接在一起，工字钢长度3.5 m，称这种加固形式为“双柱钢梁”加固法，见图5。

图5 5705巷“双柱钢梁”加固方案图

采用FLAC3D对支护效果进行模拟，见图6。由图6可知，加固后单体液压支柱受力均匀，弯矩主要发生在工字钢中，围岩塑性区范围大大减小，顶板0.5 m，底板0.8 m，两帮的塑性区稍大，但与加固前相比塑性区范围和大小都得到了很大的控制。围岩顶板、底板、两帮位移仅为 9.7 mm、46.2 mm 和 35.3 mm，围岩位移也得到了很好控制。

加固后，回采期间，采用十字布点方法［5］对巷道表面位移进行监测，结果见图7。从开始影响到回采完成，巷道顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量分别为28.0 mm、53.6 mm 和 55.0 mm，保证了巷道的安全使用。

4 结论

1)近距离煤层顶板在两次采动的影响下发生严重的破坏，锚杆、锚索支护没有可以用来锚固的稳定岩层，不适宜采空区下方近距离巷道的支护。

图6 加固后巷道变形破坏图

图7 加固后回采期间巷道围岩位移与工作面距离关系

2)“双柱钢梁”加固法实现了顶底板间的应力传递，将顶板的自重及上覆应力传递到底板，以控制其底鼓，通过底板底鼓的反力抵抗顶板岩体的下沉，使彼此的破坏力转化为有效的支护力，取得了良好的效果。

3)现场实测表明，“双柱钢梁”法加固5705巷后，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量分别为28.0 mm、53.6 mm 和55.0 mm，很好地控制了巷道的变形破坏，保证了巷道的安全使用。

［1］王旭宏.大同矿区_三硬_煤层冲击地压发生机理研究［D］.太原:太原理工大学博士学位论文，2010.

［2］路聚堂，刘建军，王 斌，等.厚煤层软煤巷道围岩活动规律及支护数值分析［J］.西安科技大学学报，2010，25(3):275－279.

［3］郭保华，陆庭侃，田采霞.巷道交岔点稳定性影响因素的数值分析［J］.采矿与安全工程学报，2008，25(2):192－197.

［4］熊良宵，杨林德.考虑节理面法向蠕变的节理岩体蠕变模型［J］.中南大学学报(自然科学版)，2009，40(3):814－821.

［5］周诗建，周华龙.矿山压力观测与控制［J］.重庆:重庆大学出版社，2010:57.