官地矿近距离采空区下巷道稳定性及锚固技术

温千峰

(山西焦煤集团有限责任公司 官地煤矿，山西 太原 030022)

近距离煤层群，一般采用下行开采，由于煤层距离近，相互之间的采动影响是不可避免的，尤其是上覆煤层开采完毕后产生的影响，使得下煤层的开采比单一煤层开采更加复杂和困难。其中回采巷道既要受到上覆采空区的影响，又要受到本煤层开采带来的采动影响，多重因素的干扰会导致巷道的支护难度大，尤其是在进出采空区处和特殊的地质构造处[1-2]。

采动巷道支护困难，主要由于巷道围岩不仅承受高地应力，还要经受巷道掘进和回采引起的强烈采动应力作用。受采动影响的巷道围岩应力能达到数倍、甚至近十倍于原岩应力，在高地应力和强烈采动应力共同作用下，巷道围岩表现出强烈的扩容性、持续变形、变形量大、破坏严重等复杂的非稳定和非线性特征，还可能引发重特大灾害[3-4]。

1 项目背景

官地矿23513工作面运输巷道是近距离煤层的采空区下采动巷道，其中2煤层与3煤层之间的层间距为5.5 m，2煤层工作面已采完，形成采空区，23513工作面运输巷既受到上覆采空区的影响，也受到本工作面采动的影响，巷道支护问题存在较大困难。23513工作面布置如图1所示。

图1 23513工作面层位剖面图

现场调研发现，23513运输巷道帮部变形大，并存在明显的变形不对称，巷道采空区侧变形量明显高于实体煤侧，帮部煤体出现整体滑移的现象，采空区侧帮部上肩角处部分区域变形量达300 mm以上。煤壁片帮现象极为普遍，帮部煤体破碎后形成大量网兜，帮部钢带随之产生强烈变形，煤层顶底板情况如表1所示。

表1 煤层顶底板情况

2 近距离采空区下巷道稳定性分析

巷道开挖至稳定过程中，其周边岩体的相对变形量一般表现为浅部变形大、并随着深度的增加逐渐减小直至消失。巷道周边岩体裂隙的发育情况一般与岩层相对变形量一致，同样表现为浅部裂隙发育、深部岩体裂隙逐渐消失的特征，而在近距离采空区下，其上覆围岩已受采动影响，裂隙发育明显，即巷道围岩破碎范围相对更大，其裂隙发育范围极易突破锚杆构建的锚固圈层，造成顶板岩体安全控制显著降低，导致锚杆索及围岩体的整体变形，表现出锚杆低承载非破断下的巷道大变形[5-7]。

随着高预应力支护体锚入到围岩体深部的不断增加，锚杆杆体对围岩相对位移的承载敏感性不断强化，当基础支护体长度穿透巷道围岩横向裂隙区后，锚固于深部围岩体低损伤小变形区，使锚杆支护生根于巷道周边岩体内零位移点，即超过了临界锚固深度后实现了跨界锚固，如图2所示。此锚固结构可有效调动更大范围岩体构建承载结构，发挥出以内部相对小位移约束巷道表面大变形、实现内外岩体联动、围岩变形趋势下急增阻的功能，该支护结构体可有效约束围岩内部损失破坏的发展，消除巷道围岩的非连续变形，实现巷道围岩的长时稳定控制，并提高其抗动载扰动能力。

图2 锚杆长度与围岩变形的关系

3 不同支护条件下巷道围岩变形数值模拟

3.1 FLAC3D模型的建立

根据23513运输巷道的地理位置关系，煤层顶、底板情况，通过简化煤层综合柱状图确定了巷道的数值模型，建立的数值模拟模型如图3所示，模型先开采2煤层的工作面，然后在采空区下开掘巷道，最后分段开采3煤层工作面，模拟不同锚杆长度下的锚固应力场、巷道围岩变形情况，以此确定支护设计参数。

图3 数值模拟模型

模型采用Mohr-Coulomb本构模型进行计算平衡，模型模拟几何尺寸：长×宽×高=210 m×10 m×35 m；模型边界条件：模型的左、右及下边界均为位移固定约束边界，上边界为模型埋深施加均布垂直应力P=600 m×2.5 MPa/100 m=15 MPa.水平应力为20.6 MPa，侧压系数为1.3.

在巷道顶板布置5个位移测点和5个应力测点，不同测点间的直线距离为0.5 m，巷道两帮布置5个位移测点和5个应力测点，不同测点间的直线距离为0.5 m，巷道两侧肩部布置5个应力测点，不同测点间的直线距离为0.5 m，具体布置如图4所示，测点的监测间隔为每计算50步记录1次数据。

图4 23513巷道FLAC3D测点布置(m)

为准确模拟采场围岩运动规律，采用垮落带支撑法对采空区进行处理，这种方法在模拟采空区时，考虑了垮落带垮落以后压实的过程，通过对开挖后不同变形的顶板施加不同的支撑力，来模拟采空区的整个压实过程，实现方法为：首先建立模型，然后对模型进行第一步开挖，运行节点力更新程序，对采空区对应的顶板的节点施加节点力，每计算10步，更新一次顶板节点的节点力。检验模型是否平衡，如果不平衡，继续更新节点力，并计算10步检查是否平衡，一直循环直到平衡。然后继续第二步开挖，继续施加节点力，同时也更新之前开挖区域中节点的节点力，一直循环，直到所有区域被开挖并且达到平衡，得到模拟结果。

3.2 不同支护方案效果对比

根据不同锚杆的支护效果，提出不同的巷道支护方案进行数值模拟研究，将不同支护方案的纵向位移变化、横向位移变化、水平应力集中情况等多个方面进行对比。

支护方案1：顶板支护选择5根2.4 m的锚杆进行支护；巷道两帮支护一致都选择2根2.4 m锚杆、1根4.2 m锚杆，支护方案的间排距为1 m.

支护方案2：顶板支护选择4根3.5 m的柔性短锚索，其中锚索的间距为1.4 m；巷道两帮支护不一致，都选择4根2.4 m锚杆进行支护，新支护方案的间排距为1 m，在非采煤帮帮，施加4.2 m的锚索进行加固，间排距为2 m.

图5为不同支护方案的巷道变形，从图5(a)可以看出巷道顶板的纵向位移，方案2相对于方案1最大纵向位移变形减少45%；从图5(b)可以看出巷道两帮的横向位移，方案2相对于方案1最大横向位移变形减少47%，在支护效果上方案2更优，更能有效地控制巷道围岩，使其受到采动影响后能保持稳定。

图6为不同支护方案的巷道水平应力变化云图，从图中可以看出巷道围岩的塑性破坏情况，可以看出，方案2的塑性破坏区得到了明显的控制。

图6 不同支护方案巷道塑性变形区

从纵向位移、横向位移、塑性区范围等多个方面进行两个方案的支护方案的对比，能够明显看出，支护方案2的支护效果明显优于方案1.

4 现场试验

4.1 顶板支护

顶板采用D21.6 mm×3 500 mm锚索压D6 mm钢筋网支护，每排4根布置，间距1 400 mm，排距为1 000 mm；每根锚索用1卷MSCKb2360和1卷MSK2380树脂药卷锚固，300 mm×300 mm×16 mm拱形钢托盘；钢筋网的网孔为100 mm×60 mm，中间压茬100 mm；顶板钻眼使用D28 mm钻头，锚固力设计值不小于200 kN，如图7所示。

4.2 煤帮支护

帮部选用直径D22 mm、长度L=2 400 mm的左旋金属锚杆配合金属网加M钢带支护，间排距均为800 mm×1 000 mm.每根锚杆使用一卷MSK2380树脂药卷锚固。锚固力设计值不小于120 kN，螺母扭力矩不小于255 N·m.

在非采煤帮施工走向锚索，锚索由D21.6 mm的预应力钢绞线制作，L=4 200 mm，排距为2 000 mm，托盘为300 mm×300 mm×16 mm，每根锚索用一卷MSCKb2360和一卷MSK2380树脂药卷锚固，锚固力设计值不小于200 kN.

每2排锚索，在巷道中间位置靠近胶带行人侧加打一根带帽木质点柱，木质点柱滞后迎头30 m以内。

4.3 矿压观测结果及分析

根据现场的顶板离层仪实际数据分析，如图8所示，在离切眼30 m处的顶板离层仪深层锚固点位移最大为20 mm，浅层锚固点最大位移为16 mm，最大离层值为4 mm.在离切眼90 m处的顶板离层仪深层锚固点位移最大为36 mm，浅层锚固点最大位移为26 mm，最大离层值为10 mm.

现场实践新的支护方案后，巷道变形得到了有效控制，巷道支护成本降低，巷道掘进速率也得到了提升。

5 结 语

1) 对近距离采空区下巷道围岩变形机理及稳定性进行分析，提出基于厚层锚固岩梁的顶板岩层连续强化支护可限制或消除顶板拉应力区。

2) 运用三维数值模拟分析不同锚杆长度的对巷道围岩控制的影响，结果表明：随着锚杆长度的不断增加，巷道围岩稳定性也在不断的增强。其中顶板采用3.5 m短锚索时，巷道围岩稳定性效果最好，巷道围岩应力集中范围减小。

3) 基于近距离采空区下巷道围岩应力分布规律和围岩变化特征，提出采用短锚索的支护优化方案，通过现场矿压观测，巷道围岩控制效果良好。