上行開采裂隙帶內巷道圍巖分區域差異化支護技術

鄭永勝 武 凱 辛光明

（1.山東泰山能源有限責任公司翟鎮煤礦，山東 新泰 271204；2.山東科技大學 礦業與安全工程學院，山東 青島 266590；3.山東濟礦魯能煤電股份有限公司陽城煤礦，山東 濟寧 272502）

對于近距離煤層群，當前我國絕大部分礦井實行下行開采的方式。在某些特殊條件下，如上層煤為突出煤層、煤質堅硬不易采出、含水量大以及上部為不穩定煤層開采價值相對較低等，采用上行式的開采順序有利于礦井煤層群的高產高效開采[1-4]。在上行開采過程中，上層煤工作面巷道一般位于下層煤開采形成的裂隙帶或彎曲下沉帶內，圍巖穩定性差，巷道掘進過程中頂底板容易出現大范圍和大尺度的斷裂裂隙，圍巖不完整導致支護難度非常大，同時下部瓦斯和一氧化碳等有毒有害氣體容易順著裂隙通道散逸到上層煤開采巷道中，給上層煤工作面的安全開采造成較大影響。裂隙帶內巷道圍巖的穩定性及完整性控制成為制約煤層群上行安全開采的一個關鍵因素。

翟鎮煤礦六采區內二、四層煤層間距平均27.8m，為近距離煤層，煤層間為以細砂巖、泥質粉砂巖、粉砂巖以及中-細砂巖為主的賦存巖層。采用聯合布置開采，為獲取最佳效益，率先開采了六采東翼四層煤，當進行二層煤回采設計時，首采面6202工作面下覆6403工作面采空區，為典型的上行開采面[5]。由于6403工作面平均采厚2.7m，預測二煤巷道處于四煤開采后采空區形成的裂隙帶影響范圍之內，如圖1所示。為了實現二煤工作面的安全開采，本文對6403工作面開采后形成的裂隙帶形態以及6202工作面裂隙帶內巷道圍巖的支護控制展開了研究。

圖1 上行開采煤層工作面疊加關系剖面圖

1 上行開采覆巖裂隙帶綜合發育形態分析

為觀測四煤裂隙帶發育形態對二煤巷道的影響，采用仰斜鉆孔分段注水量觀測法來對發育高度及發育形態進行觀測。

（1）發育高度分析

通過觀測：鉆場1的導水裂隙帶高度最高為36.6m，鉆場2的導水裂隙帶高度最高為35.3m，基于最大安全系數考慮，取裂隙帶高度計算結果的最大值為最終結果。所以導水裂隙帶高度最大H=36.6m，其與工作面采厚比值為T=13.6。

（2）裂隙帶空間形態分析

此時采空區內的裂隙帶發育形態呈現出一個向采空區內側側斜“馬鞍形”。裂隙帶邊界角為78°，裂隙帶最外側與采空區的距離為10m，具體情況如圖2所示。

圖2 6402工作面裂隙帶分區特征圖

（3）圍巖裂隙分區特征

根據巖層斷裂、開裂及離層的發育程度和導水能力，裂隙帶可以分為嚴重斷裂、一般開裂和微小開裂三個部分[5]。通過兩個觀測鉆場的8個鉆孔數據并結合對不同分段鉆孔注水漏失量分析，繪制出了圖2所示的裂隙帶分區特征圖。預采煤層（二煤）處于裂隙帶分布區中的一般開裂區，注水漏失量較小，圍巖破壞較低。

2 裂隙帶內巷道圍巖差異化支護技術體系設計

根據上述分析，二煤處于四煤開采后形成的裂隙帶范圍內，巷道掘進過程中圍巖易出現完整性下降、裂隙發育等情況，所以針對二煤回采巷道掘進過程中出現的圍巖穩定性控制問題，設計了巷道不同區域的差異化支護技術方案：（1）頂板完整條件下采用高強預應力強力錨桿支護；（2）在頂板較破碎條件下采用高預應力強力錨桿+錨索疊加聯合支護；（3）在頂板極破碎、圍巖裂隙發育條件下采用高預應力強力錨桿+錨索疊加聯合支護+復棚補強支護，同時輔以圍巖高效注漿技術，以增強裂隙帶內巷道支護的可靠性和穩定性[5]。

（1）高強預應力錨桿支護技術

通過大幅度提高錨桿支護的剛度與強度，一次支護實現有效控制圍巖裂隙發育、變形與破壞，避免巷道的二次支護和巷修。

基于本巷道礦壓觀測情況并參考同類巷道的支護設計，本巷道頂板選用Ф20mm、L2000mm高預應力強力錨桿，頂板肩角選用Ф20mm、L2200mm高預應力強力錨桿，兩幫選用Ф18mm、L1800mm的高預應力強力錨桿。其中頂板間排距為950mm×900mm，兩幫錨桿間排距為950×900mm，最終巷道支護布置如圖3所示。

圖3 巷道錨桿布置示意圖

（2）高預應力強力錨桿+錨索疊加聯合支護

根據裂隙帶內掘巷條件，在頂板較破碎情況下，為了確保現場支護強度，采取高預應力強力錨桿+錨索疊加支護。即第一排錨帶左側第二個錨桿孔打設錨索，第二排錨帶右側第二個錨桿孔打設錨索，實現錨桿、錨索疊加支護。當頂板破碎嚴重、頂板破碎有淋水區段時，且錨桿錨固在裂隙范圍內時，必須小循環掘進，頂幫永久支護必須跟迎頭，幫部支護嚴禁拖后，在錨桿、錨索疊加聯合支護基礎上，對側打設一組錨索桁架（保證每排兩根錨索），頂板必須掛雙網護頂。錨索繩向巷道兩側傾斜，距幫1200mm，與鉛垂線的夾角20～30°，疊加支護錨索必須跟割煤前迎頭施工，補打錨索桁架拖后迎頭不得大于1個鋼帶空施工。錨桿、錨索+錨索桁架疊加聯合支護布置如圖4所示。其中錨索直徑為17.8mm，并隔排布置一根錨索，錨索排距1.8m。

圖4 錨桿、錨索疊加聯合支護技術

（3）裂隙帶內復棚支護技術以及圍巖裂隙高效注漿加固技術

當巷道掘進過程中遇到圍巖極破碎、錨桿索疊加聯合支護仍不能控制圍巖穩定性的情況下，采用巷道復棚加強支護的技術手段，如圖5所示。復棚規格應符合巷道斷面要求，棚腿及棚頭均為11#工字鋼，棚長3.7m，棚腿2.6m，棚距均為900mm，允許誤差±100mm。

圖5 巷道內復棚支護

通過現場監測，當巷道圍巖變形至一定程度后，預計內部裂隙已經充分發育后，通過注漿設備將漿液注入圍巖內部，利用充填漿液來充填和固結圍巖中原有的和變形發育的裂隙面，提高巖體整體性及其自身強度，為巷道進一步穩定提供更好的圍巖條件。通過對注漿設備的改善，提出圍巖高效注漿新技術，使用混凝土輸送泵，配以特制的分流設備，可以對圍巖進行多孔同時注漿，與普通的圍巖注漿技術相比大大提高施工進度，同時圍巖注漿密實效果大大提高。

3 現場工程應用

上層工作面運輸順槽掘進期間，未發現明顯的彎曲變形情況，圍巖裂隙不發育，整體性較好。在掘進過程中，只在導線點E19里10.8m處至出口外6.3m處的10m范圍內，頂板破碎，呈網兜狀，分析是由于受斷層影響所致，且掘進過程中較快逮頂，其他處礦壓顯現一直不明顯，巷道圍巖移近速度在0～5mm/d之間。工作面運輸順槽掘進50d后的圍巖整體變形曲線如圖6所示。

圖6 6202工作面運輸順槽與軌道順槽變形曲線

上層軌道巷巷道掘進進入下覆煤層采空區后，由于受覆巖下沉運動影響，巷道圍巖變得不完整，裂隙極為發育，錨桿支護困難，巷道支護由錨桿支護改為復棚支護。巷道雖然裂隙較為發育，但巷道圍巖活動不是很劇烈，移近速度在0～5mm/d之間，架棚段巷道圍巖移近量也比較小，移近速度在0～2mm/d之間，如圖6所示。

根據兩順槽掘進及支護過程中的變形情況分析，巷道圍巖整體變形量不大，頂底板移近量以及兩幫變形量都在可控制范圍內，巷道保持了較好的完整性，證明了上行開采巷道采用的支護技術方案能夠有效控制圍巖的長期穩定性。

4 結論

（1）針對六采區二號煤層上行開采的現狀，通過現場探測，得到導水裂隙帶高度最大H=36.6m，而二、四煤層距離為27.8m，二煤工作面處于四煤開采后形成的裂隙帶范圍內，受其采動影響較大，巷道處于裂隙帶內，支護控制困難。

（2）針對上行開采裂隙帶內巷道掘進及使用過程中的困難，提出了分區域差異化支護技術，對不同裂隙區域圍巖采用了強度不等的控制措施，既提高了支護效果，同時有效降低了支護成本。

（3）通過現場的實際應用，該技術方案能夠較好地保持巷道的完整性，能夠有效控制裂隙帶內巷道圍巖的長期穩定。