煤峪口矿邻近采空区巷道非对称差异性支护技术应用

张明亮

（晋能控股煤业集团煤峪口矿，山西 大同 037003）

0 引 言

能源赋存结构特征决定了我国在煤炭方面的依赖远大于其他能源，虽然国家大力推广能源结构转型，但煤炭仍占据着能源结构的半壁江山[1-2]。目前随着国民经济的快速发展，煤炭开采强度和需求量不断增大，由于矿井采掘接替规划问题，在工作面接替时会出现邻近采空区工作面，受邻近采空区影响，该工作面邻近采空区侧巷道围岩应力环境复杂、矿压显现剧烈的特点，导致其面临着许多技术和难题[3-4]。工作面回采后在采空区形成侧向采空区残余支承应力，邻近工作面回采巷道易布置在高应力环境下，巷道围岩应力环境复杂，易出现大变形现象[5-6]。

研究表明，护巷煤柱宽度和支护技术是影响采空区侧巷道围岩稳定的关键性因素，针对煤柱的留设与巷道支护技术，国内外专家学者进行了大量研究，如陆士良等[7]研究了不同护巷煤柱宽度下巷道围岩变形量，并拟合了相关公式，柏建彪等[8]研究了煤柱宽度、煤层性质与支护强度之间的相互关系，合理确定了综放工作面的护巷煤柱宽度，张海庆等[9]通过分析了深部动压影响巷道变形规律，以位移速度划分了巷道变形区域，提出了刚柔并济、稳定控制的支护原则和高预应力强力支护技术。

本文以煤峪口矿8701 工作面5701 巷为工程背景，8701 工作面5701 巷邻近永定庄矿81006 采空区，受采空区残余支承应力影响，巷道围岩应力环境复杂，基于此，提出邻近采空区巷道非对称差异性支护技术，模拟分析了非对称支护技术的优越性，为类似地质条件下采空区侧巷道掘进支护提供技术参考。

1 工程概况

煤峪口矿8701 工作面开采11 号煤层，属于900水平307 盘区首采工作面，工作面北方向为北与盘区巷道，东为未布置的8703 工作面，南为永定庄矿81002 和81004 采空区，西为永定庄矿81006 采空区，工作面平均埋深350 m，图1 给出了煤峪口矿8701 工作面采掘平面示意图。工作面开采的区域煤层平均厚度4.53 m，平均倾角4°，煤层结构简单，煤体呈原生结构，裂隙不发育，属于稳定可采煤层，煤层直接顶为平均厚度1.40 m 的粉砂岩，呈深灰色，胶结松软，普氏系数约16，基本顶为平均厚度24.4 m 的互层结构，以粉砂岩为主，含少量细砂岩，呈浅灰白色，组织致密，普氏系数在18 以上，直接底为平均厚度4.0 m 的细砂岩，呈灰白色，以石英为主，水平层理结构，普氏系数14 左右，具体顶底板岩性见表1。根据采掘设备安全需求，煤峪口矿8701 工作面5701 巷设计为矩形断面，掘进宽度4.0 m，掘进高度3.0 m。

图1 煤峪口矿8701 工作面采掘平面示意图

表1 顶底板岩性特征表

2 邻近采空区巷道非对称差异性支护技术

2.1 试验巷道护巷煤柱宽度确定

5701 巷邻近永定庄矿81006 采空区，工作面埋深350 m 左右，原岩应力约8.5 MPa。基于5701 巷具体生产地质条件，采用FLAC 数值模拟软件模拟分析了81006 采空区侧向煤岩体垂直应力分布情况，如图2 所示。

图2 采空区侧向煤岩体垂直应力分布情况

理论研究表明，工作面回采后，采空区侧形成应力降低区、支承应力增高区与原岩应力区[10]。采空区侧工作面布置时，原则上应避开支承应力增高区，避免巷道处于高应力环境，考虑到资源回收问题，5701巷设计25 m 宽煤柱。由图2 可知，支承应力增高区集中在距81006 采空区侧5～20 m 的区域，留设的煤柱使5701 巷处于原岩应力区，应力环境较优越。

2.2 邻近采空区巷道非对称差异性支护技术

5701 巷顶板赋存普氏系数18 以上的互层结构，其具备良好的承载性能，考虑巷道邻近永定庄矿81006 采空区，因此，设计提出邻近采空区巷道非对称差异性支护技术，见图3 所示。

图3 巷道支护断面图

1）顶板采用锚杆+钢筋梯+锚索+W 钢带+金属网联合支护方式，采用规格φ22 mm、L2.2 m 的左旋锚杆，间排距0.8 m×1.0 m，每排6 根，锚杆配套1支K2335（里侧）、1 支Z2360（外侧）树脂锚固剂，锚杆采用钢筋梯连接，锚索采用规格为φ18.9 mm、L6.2 m 的预应力钢绞线，间排距1.8 m×2.0 m，每排2 根，锚索配套1 支K2330（里侧）、2 支Z2360（外侧）树脂锚固剂，锚索采用W 钢带连接，金属网采用钢筋网，由6 mm 的钢筋焊接，规格4.0 m×1.1 m。

2）煤柱帮采用锚杆+钢筋梯+锚索+金属网联合支护方式，锚杆采用规格φ22 mm、L2.2 m 的左旋锚杆，间排距0.8 m×1.0m，每排4 根，锚杆配套1支K2335（里侧）、1 支Z2360（外侧）树脂锚固剂，锚杆采用钢筋梯连接，锚索采用规格为φ17.8 mm、L4.2 m 的预应力钢绞线，间排距1.0 m×2.0 m，呈三花布置，锚索配套1 支K2330（里侧）、2 支Z2360（外侧）树脂锚固剂，金属网采用菱形网，由10 号铁丝编制，规格3.0 m×1.1 m。

3）实煤体帮采用锚杆+钢筋梯+金属网联合支护方式，锚杆采用规格φ20 mm、L2.0 m 的左旋锚杆，间排距0.8 m×1.0 m，每排4 根，锚杆配套1 支K2335（里侧）、1 支Z2360（外侧）树脂锚固剂，锚杆采用钢筋梯连接，金属网采用菱形网，由10 号铁丝编制，规格3.0 m×1.1 m。

2.3 非对称支护数值模拟分析

为进一步论证非对称支护技术的优越性，以煤峪口矿8701 工作面5701 巷实际生产地质条件为基础，以2.2 节提到的支护技术参数作为非对称支护技术时采用的参数，以两帮支护技术参数相同（均为实煤体支护技术参数）作为对称支护技术是采用的参数，采用FLAC 数值模拟软件，模拟分析了对称支护和非对称支护时巷道围岩应力演化与塑性区分布情况。

图4 给出了对称支护和非对称支护下巷道围岩应力分布结果，由图可知，采用非对称支护技术时，巷道掘进稳定后，煤柱内应力分布、峰值区范围与对称支护下基本相同，应力峰值约22 MPa，煤柱内应力集中系数约2.59，非对称支护技术下巷道围岩侧应力集中范围相比于对称支护下较小，巷道围岩应力集中区域在巷帮2～3 m 范围。

图4 不同支护参数下巷道围岩应力分布

图5 给出了对称支护和非对称支护时巷道围岩塑性区分布结果，由图可知，采用非对称支护技术时，巷道顶板、顶板和实煤体帮塑性区分布范围与对称支护技术时基本相同，顶板塑性区范围约2 m，底板塑性区范围约1.5 m，实煤体帮塑性区范围在2.5～4.5 m，虽然塑性区范围类似，但其围岩破坏方式存在较大差异，非对称支护技术时巷道顶板剪切破坏范围小于较对称支护技术时，底角拉伸破坏范围较对称支护技术时减小1.0 m，同时煤柱帮塑性区范围差异性较大；采用对称支护时煤柱帮塑性区范围在5～8 m，采用非对称支护时帮塑性区范围在3～6 m，因此非对称支护技术控制效果相对更好。

图5 不同支护参数下巷道围岩应力分布

综上所述，采用对称支护技术与非对称支护技术时巷道围岩应力演化规律类似，从破坏方式和煤柱帮塑性区控制效果来看，非对称支护技术控制效果相对更好，同时，模拟结果显示巷道煤柱帮应力较实煤体侧应力较大，且煤柱帮塑性区范围明显较大，因此煤柱帮围岩控制难度相对较大，更应对煤柱帮进行必要的加强支护。

3 围岩控制效果分析

将提出的邻近采空区巷道非对称差异性支护技术应用于煤峪口矿8701 工作面5701 巷掘进支护中，同时，监测了5701 巷围岩变形情况，巷道顶板、实煤体帮及煤柱帮变形结果见图6-图8 所示，

图6 5701 巷顶板下沉曲线图

图8 5701 巷煤柱帮移近曲线图

图7 5701 巷实煤体帮移近曲线图

由图可知，5701 巷掘巷后围岩变形大概可分为围岩应力突变-快速失稳阶段、围岩应力调整-失稳调整阶段、围岩应力稳定-变形稳定阶段3 个阶段。围岩应力突变-快速失稳阶段是5701 巷掘进初期，巷道开挖导致围岩应力突变，短时间内围岩出现快速失稳现象，该阶段围岩出现较大变形，变形集中在掘巷45 d 内，该阶段巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近速度分别约2.45、2.3、1.73 mm/d；围岩应力调整-失稳调整阶段是5701 巷掘进一定时间后（掘巷45～90 d 内），围岩应力重新分布，围岩结构失稳得到调整，该阶段巷道变形减缓，巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近速度降低至1.47、1.27、0.98 mm/d，围岩应力稳定- 变形稳定阶段（掘巷90 d 后）是巷道围岩结构得到有效调整，围岩逐渐稳定，巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近速度均趋于0 mm/d，5701 巷掘巷稳定后，巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近量稳定在182、161、122 mm 左右，煤柱帮变形相对较大，但在可控范围内。

4 结 论

1）邻近采空区巷道围岩应力环境复杂，易产生大变形现象，以煤峪口矿8701 工作面5701 巷为工程背景，分析了采空区侧向煤岩体垂直应力分布特征，确定试验巷道护巷煤柱宽度为25 m，基于此，提出了邻近采空区巷道非对称差异性支护技术。

2）对比分析了对称支护与非对称支护时巷道围岩应力与塑性区分布规律，从破坏方式和煤柱帮塑性区控制效果来看，非对称支护技术控制效果相对更好，同时，模拟结果显示巷道煤柱帮应力较实煤体侧应力较大，且煤柱帮塑性区范围明显较大，因此煤柱帮围岩控制难度相对较大，更应对煤柱帮进行必要的加强支护。

3）将提出的邻近采空区巷道非对称差异性支护技术进行应用后，5701 巷在掘巷90 d 后围岩逐渐稳定，稳定后巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近量稳定在182、161、122 mm 左右，实现了煤峪口矿8701工作面5701 巷的稳定控制。