1035工作面风巷沿空掘巷围岩控制技术

黄 胜

（淮北矿业股份有限公司袁店一井煤矿,安徽 淮北 23500）

1 工程概况

1035 工作面南靠1037工作面（未回采），北与1033工作面（已回采）相邻，西至aF12断层，东接103采区大巷。工作面地质构造复杂，地层为单斜构造，地层走向NWW，倾向NEE，倾角4°～8°。根据三维地震资料显示，掘进施工中受3条断层影响，aF14 ∠68～70°，H=15～30m断层；NF114 ∠50～60° ，H=0～5m断层；aF12∠50～60°，H=0～7m，断层落差较大，派生小断层发育，对生产影响较大。

顶板砂岩裂隙水是工作面直接充水水源，主要通过断层或裂隙以滴水、淋水的形式向工作面排泄，由于砂岩富水性相对较弱，不会给正常的施工带来水害威胁。

1035 风巷走向长度810m，埋深-625.4～-739.8m，煤层倾角4～8°，平均倾角6°。煤层平均厚度4.1m，煤层结构较简单,赋存较稳定，煤层顶、底板以砂质泥岩为主。1035风巷采用综掘施工工艺，后路采用皮带运输及单轨吊辅助运输系统。煤岩层地质柱状图如图1所示。

图1 煤岩层地质柱状图

2 沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定

如图2所示，煤柱宽度在2.5m以下情况下，煤柱呈完全破坏状态；煤柱宽度在3～5m范围变化区间内，煤柱仍呈整体塑性状态，失稳范围随煤柱宽度增加而增加，此时通过合理支护手段维护煤柱稳定，可以获得良好支护效果；煤柱宽度在5m以上时，剪滑区域仍贯穿煤柱整体；煤柱宽度达8m时，受高支承压力影响，煤柱剪塑性区范围增大。通过以上综合分析，最终确定将1035风巷窄煤柱宽度设计为5m。

图2 不同宽度小煤柱巷道围岩塑性区分布

3 1035风巷支护方案及参数

3.1 支护方案及支护参数

由于1035风巷留窄煤柱沿空掘进，提出采用锚带网+锚索+喷浆联合支护方案。

（1）支护断面。矩形断面，净宽×净高=5000×3400mm。

（2）顶板支护。巷道顶板采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆+M型钢带+10#镀锌菱形铁丝网+锚索梁联合支护，锚杆规格为Φ22×2600mm，每根锚杆使用两节Z2550型中速树脂药卷锚固；锚杆间距900mm，排距800mm；巷道顶部M型钢带的规格为4800×180×4mm，M托盘规格为150×150×10mm，巷道顶部采用10#铁丝网；当顶板破碎时，锚杆排距缩小到700mm。

顶板锚索采用“2-0-2”形式，锚索规格为Ф17.8×6300mm，间排距1500mm×1700mm，托盘规格：300mm×300mm×14mm；顶板破碎时，锚索布置方式改为“212” 形式；每根锚索使用一节K2550和两节Z2550树脂药卷，预紧力120kN。

（3）帮部支护。煤壁侧巷帮采用锚杆+M型钢带+1×50m矿用高强护帮塑网支护，网片压茬100mm，每隔200mm用12#铁丝双股绑扎牢固；沿空侧巷帮采用锚杆+M型钢带+Φ6冷拔钢筋网+塑网支护，钢筋网网格间距150×150mm，弯钩连接，逢钩必挂；锚杆规格为Φ22×2600mm，间距900mm，排距800mm；帮部两肩窝与最下部锚杆与帮部法线夹角为15°。

（4）喷浆。为防止采空区瓦斯沿煤柱外渗，对沿空侧巷帮及靠近巷帮顶板进行喷浆封闭，喷厚100mm，砼强度C20。

3.2 支护状况分析

由于1035风巷断面较大，施工现场沿空侧巷帮煤体松软、片落，帮部的支护强度不够、承载力降低，造成帮部向巷道内挤入，底鼓及顶板下沉明显，围岩控制难度大，给安全生产造成巨大威胁。

提高窄煤柱的稳定性是控制沿空巷道围岩的关键，要保持窄煤柱稳定就必须提高煤柱的承载能力。

3.3 支护方案及支护参数的调整

为提高窄煤柱稳定性及承载能力，控制围岩变形，有效减少巷道变形量，提高巷道围岩稳定性，及时对支护方案及支护参数进行了调整。

在原有支护方案的基础上增加了锚索梁支护及窄煤柱注浆加固措施。沿空侧巷道顶板距左帮600mm位置布置一排锚索梁补强加固，采用废旧U29型钢加工梁及托盘，梁长1800mm，眼距1600mm，托盘长200mm，锚索梁滞后迎头不超过10m。

沿空侧巷帮喷浆后采用中空螺纹注浆锚杆对巷帮注水泥浆。注浆锚杆选用Φ25mm钢管加工，注浆锚杆长2500mm；杆体上顺序钻有Φ6mm注浆孔，间排距1600mm；采用快干水泥封孔，注浆压力1.5MPa，稳压时间3～5min。注浆水泥采用P.O42.5普通硅酸盐水泥，注浆锚杆采取“2121”布置，注浆滞后迎头不大于30m。沿空段支护断面图如图3所示，沿空小煤柱注浆锚杆布置图如图4所示。

图3 沿空段支护断面图

图4 沿空小煤柱注浆锚杆布置图

4 巷道矿压观测及效果分析

随巷道掘进每隔50m距离设置一组矿压观测点，对1035风巷进行表面位移观测。观测结果显示，改进后的支护方案效果比较明显。支护方案调整后，窄煤柱承载力得到有效加强，煤柱管理难度明显降低，基本杜绝了片落现象的发生，巷道围岩位移量明显减小，巷道变形得到了有效控制，如图5、图6所示。

5 结语

合理确定沿空掘巷窄煤柱宽度并采取针对性改进支护方案，加强窄煤柱支护、承载能力，有效控制巷道变形，实现了大断面沿空掘巷的整体稳定，保证了施工进度与施工安全，取得了良好的技术经济效益。

图5 巷道矿压观测点1表面位移量

图6 巷道矿压观测点2表面位移量