大采高综采面沿空巷道围岩控制技术探讨

高 敏

（安徽省淮河能源煤业公司张集煤矿，安徽 淮南 232000）

1 采面概况

安徽淮河能源煤业公司张集煤矿1610A工作面为大采高综采工作面，开采煤层为1 煤层，煤层总厚0.1～8.2 m，煤层平均厚度6.5 m，倾角平均为10°。1610A工作面标高-449.3～-497 m，砂岩直覆顶板厚度25.8 m；工作面倾斜长度140 m，走向回采长度1 471 m；工作面运输顺槽选用3组ZQL2×5000/21/40 型超前支架进行巷道超前支护。

2 巷道支护

1610A综采工作面位于张集北区西三采区，工作面运输顺槽为沿空巷道，巷道掘进设计断面：净宽×净高=5 200 mm×3 500 mm。支护方式如下：

1）顶板支护结构：锚杆规格为Φ20 mm×2 500 mm，锚杆材质：MG335。间排距900 mm×900 mm。锚索规格为：Φ21.8 mm×6 300 mm，14#槽钢梁组合锚索按“3-0”对称布置，间排距1 100 mm×1 800 mm。

2） 巷帮支护结构：采用M5 钢带竖直方向铺设，巷帮锚杆规格：Φ20 mm×2500 mm，帮部破碎段由14#槽钢梁和锚索走向布置，14#槽钢梁长2.5 m，每根14#槽钢梁上安装3 根普通锚索，锚索规格为：Φ21.8 mm×4 300 mm。

3 矿压观测

1）矿压监测内容。有顶板离层监测、锚杆（索）载荷监测、巷道表面位移监测等。

2）顶板动态监测。为统计分析巷道破坏变形规律，分析支护效果并进行改进支护方案，采取顶板动态支护监测。工作面回采期间，煤壁向外100 m 范围内的两巷矿压监测，每间隔5 m 分别布置一对十字测。通过观测数据，巷道变形情况见图1。

图1 1610A 运顺巷道顶帮位移变化量图

3）矿压观测分析。根据巷道围岩动态观测数据分析，顶底板移近量2 200 m；巷道两帮变化量峰值1 700 mm，煤柱侧变化移近量大于实体煤壁侧，且实体侧变形也比较明显。因此控制巷道变形应以沿空侧煤柱支护为主，非沿空侧巷道帮部同时治理，需采取补强支护。

（1）采动影响范围。根据矿压观测曲线可知，采动影响范围为超前煤壁100 m，巷道变形加速范围为超前煤壁10～25 m。

（2）煤柱破坏特征。当煤柱受采动影响受到的应力大于自身的承载极限时，部分锚杆、锚索被剪断。煤柱破坏形式从中央逐渐发生纵向劈裂，帮部支护效果差，煤体中间裂隙增大破碎。

（3）巷道围岩松动圈。经实测，巷道顶板松动圈范围3 m，巷道实体侧松动圈范围2.3 m，沿空煤柱侧松动圈2.5 m，巷道两帮破坏呈不对称性，沿空侧煤体破坏程度严重，需采用锚索、工字钢联合补强支护。

4 控制方案

由于压力峰值位置导致巷帮破坏形式不对称性，煤柱侧破坏程度大于实体煤侧，且实体侧变形也比较明显。因此控制巷道变形应以沿空侧煤柱支护为主，非沿空侧巷道帮部也必须同时治理，两侧煤壁采取针对性的支护方案。

1）锚杆（索）支护方案。采用锚索、槽钢联合补强支护。

2）煤体加固方案。选用新型细小骨料，无收缩，渗透性强，微膨胀，高流动性久米纳无机新型水泥，通过压注的方法超前对煤体进行加固，同时可使锚杆及锚索起到全长锚固作用。

3）超前支护方案。针对巷道变形加速范围超前煤壁10～25 m，工作面运输顺槽选用3 组ZQL2×5000/21/40 型超前支架，支护范围20.6～25.9 m。在拉移超前支架时，采取单挑挑棚配合拉移超前支架进行连续支护，减少了超前支架降架时顶板的扰动。

5 施工工艺

1）顶帮加固

（1）帮部锚索工字钢加固补强支护：沿空侧帮部距离顶板1.5 m 沿走向施工一排长4.5 m 的11#工字钢，配合4.3 m 锚索的桁架加固沿空巷道帮部；在实体侧距离顶板1.5 m 施工2.5 m 长槽钢、锚索加固。锚索规格Φ21.8 mm×4 300 mm的锚索。

（2）顶板锚索工字钢补强支护：因巷道的压力峰值在巷道中部及实体侧肩窝位置，所以距离巷道中线1 m 位置沿走向上、下方各实施2 排走向工字钢锚索，根据顶板离层情况，锚索选取Φ21.8 mm×8 000 mm 的锚索。具体见图2。

图2 1610A 运顺巷道支护改进

2）煤体加固。巷道两帮超前实施注浆加固，循环二次注浆加固。

（1）超前煤壁200 m 范围在巷道两帮帮部注浆加固。采用“三花眼”布置，眼深4～5 m，孔径42 mm。在每个钻孔内埋入一根前方带封堵器的2 m 注浆管，进行注浆。

（2）循环二次注浆加固。第一次从外向里超前注浆200 m 完成后，第二次超前巷道60 m 范围向外二次注浆加固，对因采动影响造成煤壁内部裂隙进行二次充填加固，可根据现场效果情况进行重点破碎区域复注。

（3）注浆参数。

①注浆眼采用ZQS-50 气动手持式风钻及其配套钻杆、Φ42 mm 钻头施工。“三花眼”布置，眼深4～5 m，孔径42 mm。开孔位置原则上按照图3 施工。

图3 注浆加固布置

②采用久米纳矿用无机充填加固材料，其技术参数见表1。

表1 加固材料技术参数

③注浆压力及注浆量：注浆时要稳压在5 MPa左右，注浆量实际每孔在10 袋左右（250 kg）。

6 效果分析

通过监测围岩变形情况，采取补强支护和注浆煤体改良等综合支护技术后，巷道顶板移近量峰值110 mm，较未支护巷道顶板移近量减少了200 mm，底鼓变形放缓；两帮移近量峰值360 mm，较未支护巷道减少了1 300 mm。通过注浆前后对比可以看出，沿空侧煤帮变形量减少较大，巷道两帮最大位移量未超过600 mm，最大底鼓量未超过800 mm，避免了人工刷扩煤帮，减轻了人工劳动强度，应用效果显著，见图4。

图4 沿空煤壁注浆前后效果对比

7 结论

1）经矿压观测分析得到：1610A综采工作面运输顺槽采动影响范围为超前煤壁100 m，巷道变形加速范围超前煤壁15～30 m；煤柱破坏特征，破坏形式从中央逐渐发生纵向劈裂，帮部支护效果差，煤体中间裂隙增大破碎；巷道松动圈范围，巷道顶板松动圈范围3 m，巷道实体侧松动圈范围2.3 m，沿空煤柱侧松动圈2.5 m，巷道两帮破坏呈不对称性，沿空侧煤体破坏程度严重。

2）巷道围岩灾害控制方案主要采取顶、帮锚杆（索）补强支护、煤体注浆加固、超前支护等技术。

3）采取顶、帮锚杆（索）补强支护和煤柱煤体注浆改良加固等综合支护技术后，巷道顶板移近量峰值110 mm，较未采取措施的支护巷道顶板移近量减少了200 mm，底鼓变形放缓；两帮移近量峰值360 mm，较未采取措施的支护巷道减少了1 300 mm。实际应用取得显著效果。