近距离煤层采空区下巷道稳定性分析及锚固技术研究

王 喆

（晋能控股集团沁秀煤业有限公司，山西 晋城 048007）

近距煤层组通常采用向下开采，由于相邻煤层间距较小，彼此间的采动作用无法避免，特别是上覆煤体采掘完成后所带来的冲击，使下煤层的开采要比单独的煤层更为复杂、难度大。回采巷道受上覆采空区和本煤层采动的影响，特别是在采空区和特殊地质条件下，多个因素的干扰使巷道支护困难。

采动巷道的支护难度大，其原因是巷道不但要承受高处的压力，而且还要受到巷道在开采过程中产生的强大的采动应力。由于受到开采活动的影响，巷道的岩体应力可达到原来的数倍甚至近十倍，在高应力和强开采压力的双重作用下，其变形量大、扩容性大、持续变形大，并且具有较强的非稳定性、非线性特性，破坏程度较高，极易诱发重大、特大灾害。

1 项目背景

晋能控股集团某矿23513 工作面运输巷道是近距离煤层的采空区下采动巷道，2、3 煤层之间距离为5.5m，2 煤层的已完成开采，成为采空区，该采空区对23513工作面运输巷产生较大的影响，加上23513工作面采动的作用，极大地提升了巷道支护的难度。23513工作面布置如图1所示。

图1 23513工作面层位剖面图

通过实地勘察，研究表明23513运输巷支护结构的变形较大，且变形不均匀，采空区工作面的侧向变形较大，整个工作面的滑移率较高，采空区边帮上部肩角的局部变形超过300mm。煤壁片帮出现的频率较高，在帮部煤体破裂后，会形成大量的网袋，从而使帮部的钢条发生较大的变形。表1显示了煤层的顶底板情况。

表1 煤层顶底板情况

2 近距离采空区下巷道稳定性分析

在掘进到稳定阶段，围岩的相对变形量通常呈现出在浅部变形量较大，并随着深度的增大而减小，直到完全消失。矿坑周围岩体裂隙发育规律与岩层的相对变形规律基本相符，在浅部裂隙的发育较为明显，随着深度的增加，裂隙逐渐消失。而在近采空区下，由于采动的作用，上覆围岩的裂缝发育十分显著，即巷道围岩破裂面积较大，且裂缝的扩展区域容易冲破锚杆构造的锚固圈，严重影响到顶板的岩体安全性，从而使锚杆和围岩发生总体的变形。在低荷载作用下，在不断裂的情况下，出现了大的巷道变形[1]。

随着高预应力支撑体锚固深度逐渐增大，锚杆对围岩的相对位移敏感程度逐渐增强，在穿越巷道围岩横向裂缝区域后，锚固于深部围岩的低破坏、小变形区域；锚杆在巷道周围岩石中的零位移点上生根，达到了临界锚固层的极限值，并在此基础上完成了跨界锚固。图2为锚杆长度与围岩变形的关系。这种锚固结构可以有效地调动较大范围的岩体构造，充分利用较小的位移量限制巷道表面大变形，充分发挥内外岩体的联动性，在围岩变形趋势下迅速增加阻力，从而有效地抑制围岩内失稳的发展，消除围岩不连续变形，实现长期稳定的控制；并改善其抗动载荷干扰性能。

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

依据23513煤层运输巷道的空间分布，以及煤层顶板、底板的情况，采用简易煤层综合柱形图，确定了煤层的数学模型，图3位模型结构图，并在此基础上，首先对2煤层工作面进行开采。在采空区下开掘巷道，并对3煤层进行了分段开挖，对不同锚杆长度条件下的锚索应力场、巷道围岩的变形进行了数值模拟，得出了相应的支护设计参数。

图3 数值模拟模型

本文采用Mohr-Coulomb 本构模型进行数值模拟，模型的大小：长×宽×高=210m×10m×35m；将模型的边界作为位移的约束边界，侧压的系数选取为1.3，水平应力选取为20.6MPa，上边界为模型埋深施加均布垂直应力15MPa。

在巷道顶板的位置需要布置10 个检测点，其中位移检测点和应力检测点各5个，相邻两个检测点之间的直线距离为0.5m。在巷道两帮的位置需要布置10 个检测点，其中位移检测点和应力检测点各5个，相邻两个检测点之间的直线距离为0.5m。在巷道两肩部位置各布置5个应力测点，相邻两个检测点之间的直线距离为0.5m。图4 对监测点的布置进行了详细的说明，监测点在每完成50次计算后进行一次数据记录。为了精确地模拟采场围岩的移动，采用垮落带支护技术对采空区进行了治理，该技术在采空区模拟中，充分考虑了崩落带崩塌后的压实作用；采用不同的支承力在开挖后不同变形的顶板上进行模拟，从而实现了采空区整体压实的全过程模拟，具体实施方式是：先建立模型，再进行第一阶段开挖，再进行节点力修正，将结点力应用于相应采空区的顶板节点，顶板节点的结点力每10个步骤更新一次。检查该模型的平衡，若不均衡，则持续更新结点的作用力，并计算10个步骤来确认平衡，如此反复，直至达到平衡。接着，继续进行下一步的挖掘，在挖掘的过程中，不断地更新节点的力量，直至各部位均已开挖，并且全部达到均衡状态，即可获得仿真结果。

图4 23513巷道FLAC3D测点布置(单位：m)

3.2 不同支护方案效果对比

针对不同类型的锚杆支护效应，采用不同的支护方式进行了数值仿真，比较了各种支护方式在纵向位移、横向位移和水平应力集中等方面的差异。

支护方案1:顶杆支护采用的锚杆长度为2.4m，数量为5 根；巷道两帮选择相同的支护方案，分别采用2根2.4m锚杆、1根4.2m锚杆，每两根锚杆之间的距离为1m。

支护方案2:顶杆支护采用的锚杆长度为3.4m，数量为4 根，每两根锚索之间的距离为1.4m;巷道两帮支护参数的选择有所差异，在采煤帮侧采用2.4m 的锚杆4根，优化后的支护方案排间的距离为1m，在非采煤帮侧采用4.2m的锚索加强支护，支护间距为2m。

图5对比了采用不同支护方案时巷道的变形情况，图5(a)对比采取两种不同的支护方案纵向位移的位移量，方案2位移量有了显著的降低，最高减少量达到了45%；图5(b)对比采取两种不同的支护方案横向位移的位移量，方案2位移量有了显著的降低，最高减少量达到了47%；综合对比分析，方案2 在支护效果上有了明显的提升，能够保证围岩的稳定性，提升巷道在收到采动影响后的安全性。

图5 不同支护方案巷道变形

图6 是在各种支护方式下的煤层横向应力场的变化，从该处可以看到煤层的塑性失稳情况，方案2的支护方式对塑性破坏区的控制效果更为显著。从塑性区的大小、纵向和横向的位移量等多个角度来比较两种不同的支护方式，可以清楚地看到，在采用两种不同方案的情况下，采用第二种方案，其效果显著高于1 种方案。

图6 不同支护方案巷道塑性变形区

4 现场试验

4.1 顶板支护

顶板支护采用复合支护的方式进行，即采用直径21.6mm，长度3500mm 锚索和直径6mm 钢筋网进行联合支护，每排布置4根锚索，每两根锚索距离1400mm，每排锚索间隔1000mm，采用MSCKb2360 和MSK2380树脂药卷对锚索进行进一步锚固，托盘规格为300mm×300mm×16mm;钢筋网孔的尺寸100mm×60mm，中间压茬100mm;采用直径28mm 的钻头在顶板钻眼，要求锚固应力的初始值在200kN以上[2]。

4.2 煤帮支护

在对帮部进行锚固时，选取的锚杆参数为直径22mm，长度2400mm，同时采用M钢带和金属网配合支护，支护间距为800mm×1000mm。每根锚杆使用一卷MSK 2380 树脂药卷锚固。锚固力的设计要求不低于120kN，螺帽扭矩不低于255N·m。

在非采煤帮侧，采用锚索进行支护加固，锚索由21.6mm 直径的钢绞线制成，长度为4200mm，支护间距为2000mm，托盘规格为300mm×300mm×16mm，采用MSCKb2360 和MSK2380 树脂药卷对锚索进行进一步锚固，要求锚固应力的初始值在200kN以上。

两排锚索之间，在靠近胶带行人一侧的位置上布置一根带帽木质点柱，木质点柱的位置应该布置在迎头30m以内。

4.3 矿压观测结果及分析

从现场实测的顶板离层仪数据可以得到以下结论：在距离切眼30m处的位置，顶板离层仪深层锚固点和浅层锚固点的最大位移量分别达到了20mm 和16mm，离层值达到了4mm；在距离切眼30m处的位置，顶板离层仪深层锚固点和浅层锚固点的最大位移量分别达到了36mm 和26mm，离层值达到了10mm。见图7。

图7 23513切眼30m、90m处离层仪数据

通过实施该新的支护方案，可以有效地抑制巷道的变形，减少了支护费用，提高了隧道的掘进速率。

5 结语

（1）通过对采空区下巷道的变形机制和稳定进行了研究，得出了以厚壁锚杆为基础的岩体连续加固支护法可以有效地控制或消除煤体拉应力区。

（2）采用三维有限元数值计算方法，研究了不同的锚固长度对巷道围岩的控制效果。通过模拟可以得到以下结论：锚杆的长度和围岩的稳定性呈现较强的正相关性，并且在顶板使用3.5m短锚的情况下，围岩得到支护效果最佳，降低了围岩体的应力集中。

（3）针对采空区下巷道围岩的受力及变形特点，提出了利用短锚进行支护的支护方案，经过方案优化后，对现场矿压进行实地监测，实现了围岩的稳定控制。