近距离煤层巷道围岩控制技术研究与应用

侯 兴

（山西大同煤矿集团有限公司煤峪口矿，山西 大同 037003）

1 工程概况

山西同煤集团煤峪口矿位于山西曹家窑村西北部，地表覆盖层为黄土层。 采区北部为410 盘区实煤，南邻西山保护煤柱，西接410 盘区皮带巷，东部与忻州窑矿相邻。

煤峪口矿14#煤层平均倾角为2°， 煤层平均厚度为1.83 m，煤层稳定。 与上覆11#～12#煤层间距为5.5～12 m，81016 工作面地面标高为954～972 m。81016 工作面走向长996 m，倾向长136 m；工作面巷道为4.4 m×2.5 m 矩形断面。 14#煤层老顶为11#～12#煤层；直接顶是致密、含有植物化石和黄铁矿结核的具有垂直节理的深灰色细粉砂岩；直接底是以粉砂岩为主的具有水平层理和波状层理的深灰色细粒砂岩粉砂岩互层；老底为粉砂岩，胶结致密具有良好稳定性。

2 上位煤层开采底板破坏深度

近距离煤层开采是我国境内较为常见的煤层开采问题。 由于两层煤层距离较近，下位煤层开采时会受到上位煤层采空区影响，形成应力集中和矿压显现现象[1]。当上部煤层开采完成后，上位煤层用来保证岩层稳定的煤柱会对底板造成一定的应力破坏[2]。伴随着下一煤层的开采，上位煤层采空区遗留煤柱会对下位煤层开采区的巷道稳定性造成一定的影响。

由于煤峪口矿为近距离煤层顺序开采，为了保证下位14#煤层顺利开采， 需要确定其上位煤层开采对底板破坏的深度。 通过弹塑性理论对上位煤层开采对底板深度影响进行分析。 可以将采空区煤层底板分为三个部分，分别为应力部分、过渡部分和被动应力部分。 通过对煤峪口矿的地质信息进行分析，当煤峪口矿14#煤层上部11#～12#煤层开采后，为了维持采空区稳定的煤柱会对煤柱底板在一定深度内引起煤层围岩应力变化，使围岩稳定性受到破坏。煤柱支承压力与底板破坏关系见图1，破坏深度用D表示。

图1 支撑压力与破坏深度

根据图1 中支撑压力与破坏深度的几何关系可以得出：

式中： α为地板岩层内摩擦角；L 为实煤体帮塑性部分宽度，m。

根据煤峪口矿的地质条件，11#～12#的煤层埋藏深度H 为350 m，煤层的侧压系数选取1.2，应力集中系数选取2.8，11#～12#的上覆岩层的密度为2.5 t/m3，实煤凝聚力为1.6 MPa，经过力学实验测得实煤体内摩擦角的角度为18°，实煤体帮支护强度为0.2 MPa。 将选取参数以及实验室的数据带入实体煤帮塑性区宽度L 的公式可以得到L 为4.49 m。将底板岩层内摩擦角和实煤体帮塑性区宽度带入公式得Dmax为5.52 m。煤柱底板破坏深度Dmax与上下煤层间距相近。 因此上位工作面回采对下煤层回采巷道围岩损伤较大。

3 巷道围岩控制技术

对煤峪口矿近距离煤层遗留煤柱造成底板围岩应力场重新分布，使围岩受到破坏从而为下位煤层开采增加风险的问题， 根据对原岩应力区的定义，认为采空区下侧距离上位煤层煤柱中心超过25 m范围的围岩处于原岩应力状态[3]。 由于巷道顶板受到上位煤层回采造成应力重分布， 因此采用高强度、高预紧力锚杆（索）对81016 回采巷道顶板进行支护。 在煤层间距离小于7 m 的顶板破碎的位置，可以将顶板所用的长锚索改为短锚索进行支护，也可以通过架设工字钢梁套棚对巷道顶板进行辅助支护。 根据81016 回采巷道的生产地质条件提出以下三种支护控制方案[4]，见表1。

表1 采空区下原岩应力区巷道支护方案

根据提出的采空区下原岩应力区巷道三种支护方案，对不同的支护方案进行数值模拟后可以得到不同方案下采空区下原岩应力区围岩变形量见表2。

表2 不同方案下采空区下原岩应力区围岩变形量

通过对构建数据模型后的围岩移动量进行了分析，再考虑支护技术、矿山经济等因素，选择方案一作为为采空区下原岩应力区方支护方式[5]。

在确定了支护所需要的锚杆锚索数量后，根据相关的实验表明，锚固长度的不同会对围岩的稳定有不同的效果。 因此对所选锚杆锚固长度对围岩应力控制进行了模拟实验。 模拟采用了Rockbolt单元模拟锚杆，巷道顶部选用6 根锚杆，两帮各4 根锚杆进行锚固长度对裂隙发展的控制研究，见图2。

图2 不同锚固条件下围岩裂隙特征

通过对图2 进行比对分析，看到锚杆支护有效的控制围岩裂隙向深部转移。 不同的锚固长度对于围岩的稳定有不同的效果。 很明显的是端部锚固对于围岩裂隙向深部转移不明显，而加长锚固和全长锚固有效的控制了围岩裂隙的发展，因此对于近距离煤层下位煤层开采巷道锚杆锚索支护锚固方式采用全长锚固的锚固方法。

3.1 支护方案

（1）巷道顶板需要铺设菱形金属网控制顶板，并且配合材质为高强度螺纹钢的锚杆、 锚索以及钢筋梯子梁进行加固。 巷道顶板的锚杆从距巷道两帮200 mm开始铺设6 根Φ20 mm×2 000 mm 锚杆，保证每根锚杆之间间隔距离为800 mm；在距巷道1 400 mm 开始铺设Φ17.8 mm×7 300 mm 锚索，每根锚索之间间隔1 600 mm。在煤层间距较小的地段可选用短距离锚索， 每根锚杆必须采用一支MSCK23/80 锚固剂进行锚固以及作为配套的150 mm×150 mm×10 mm的锚杆托盘进行加固；锚杆铺设角度见图3。采空区下原岩应力区巷道支护方案： 每根锚索必须采用MSCK23/60 和MSZ23/80 型锚固剂各一支进行锚固以及作为配件的300 mm×300 mm×16 mm 的锚索托盘进行加固； 每排锚杆用12#圆钢编制的4 250 mm×80 mm 钢筋梯子梁配合加固，并铺设3 800 mm×1 000 mm、搭接距离至少为100 mm 菱形金属网相互配合达到控制围岩的效果。 在层间距小于5 m，顶板破处，顶板长锚索改为短锚索，可适当增加金属工字钢梁套棚。

（2）巷道两帮采用钢筋梯子梁和高强度螺纹钢锚杆配合的支护方法，并且还要在巷道两帮铺设菱形金属网护顶。 在煤柱帮一侧采用MSCK23/60 和MSZ23/60 各一支的锚固剂对锚索进行锚固； 两根锚索Φ17.8 mm×L4 300 mm 相隔700 mm， 距巷道底板高1 250 mm； 煤柱帮锚索需用300 mm×300 mm×16 mm 的锚索托盘对锚索进行加固；实体煤帮选用与顶板锚杆相同的规格尺寸、锚固剂种类、梯子梁以及配套的锚杆托盘。 在巷道两帮破碎严重的区域还需要铺设两片搭接距离不少于100 mm的3 800 mm×1 000 mm 的菱形金属网。

图3 采空区下原岩应力区巷道支护方案

3.2 效果分析

通过在81016 巷道三个地点进行矿压监控，对受采空区影响后的下部煤层巷道进行支护后的效果进行分析。 根据矿压监测的结果，可以得到围岩变形量与距掘进工作面距离的关系曲线，见图4。掘进期间顶板锚杆轴力，见图5。

图4 观测点巷道变形位移

图5 掘进期间顶板锚杆轴力

从图4 可知：巷道两帮位移最大为397 mm，两帮变形的平均速率为9.92 mm/d，巷道顶底板累计相对位移为354 mm， 顶底板平均相对位移速率为8.85 mm/d。 由于受到相邻巷道影响，81016 工作面在距81015 工作面面+30 m 和距81015 工作面-20～60 m 范围，81016 巷道变形增加，随着工作面推进81016 巷道变形趋于稳定。

由图5 掘进期间顶板锚杆轴力变化可知，掘进时铺设的3 个测点的顶板锚杆受力监控情况增长形状相似， 等到巷道变形稳定后锚杆受力有所区别。 在本次为期40 d 的监控过程中不难发现，布设测点初期三个测点的锚杆初始应力都低于20 kN，随着相邻巷道的掘进工作进行，围岩的应力逐渐增加。 在观测到15 d 时，顶板锚杆轴向力增长逐渐减缓，从而走向稳定状态。 观测点最终稳定后的锚杆轴向应力为131 kN、105 kN、64 kN，而且锚杆状态良好，由此可见支护方案的实施有效地缓解了上位煤层对其下部煤层开采带来的破坏，保护了巷道围岩的稳定。

4 结语

1）通过运用弹塑性力学的知识构建上部遗留煤柱对下部煤层的影响模型，结合煤峪口矿地质资料对上位煤层开采后对下位煤层影响深度进行计算，确定了层影响深度为5.5 m。

2）根据煤峪口矿对81016 巷道进行现场试验。通过对测点巷道变形及锚杆受力情况分析，81016工作面进风顺槽围岩控制技术可以有效的控制遗留煤柱对下部巷道稳定的影响。