采空區下近距離動壓巷道圍巖變形規律及支護研究

孫 鵬

（山西煤炭進出口集團公司霍爾辛赫煤業有限公司，山西 太原 046600）

1 工程概況

某礦為高瓦斯礦井，目前開采的為10+11#煤層為簡單結構煤層。煤層傾角0～15°，平均5°，煤層厚度為6.55～8.06m，平均厚度約為7.52m，一般含夾矸兩層,煤層中下部夾矸厚度為0.1m,下部夾矸厚度0.05m，煤巖類型為半亮型～光亮型，可采長度1007m，傾斜長度160m。目前該礦正在進行第六采區的回采工作，首采工作面6118綜放工作面目前處于回采階段，采區上部為大約9年前就已經回采完畢的9#煤層，工作面與上層采空區距離約為4～5.6m，兩層煤之間有0.8m左右的泥巖夾矸，頂板為K2石灰巖，性硬，厚層狀，方解石脈充填裂隙，泥質含量較大，底板為遇水膨脹的鋁質泥巖。工作面地表位于畢溝村以西南一帶，地形溝谷縱橫，蓋山厚度227～424m。地面標高 1065～1255m，工作面標高 798～826m，。6118 工作面位于井下五采區南部，東部為擴區準備大巷；南部、北部為實體煤田，西部與礦界相距20m。

由于9#煤層采動的影響，第六采區巷道及工作面頂板條件較差，近距離沒有較為堅硬、完整性較好的巖層，6118綜放工作面為第六采區的首采工作面，工作面的頂底板圍巖在上層煤炭的開采影響下穩定性大大降低，頂底板圍巖結構及應力分布于一般的工作面存在很大的差異，回采巷道錨桿支護的比例達到了95%，在巷道支護時局部出現錨索甚至出現了打穿的現象，在工作面回采的過程中，存在巷道變形嚴重，維護次數較多，支護成本增大等問題，急需提出更為完善、更為具體、更為合理的巷道支護方案解決此類問題[1～2]。

2 巷道原有支護方案分析

圖1 原有支護方案圖

該礦運輸巷和軌道巷采用典型的錨網索聯合支護，如圖1所示，詳細的參數如下：

1）巷道頂板支護：錨桿采用Ф22×2200mm螺紋鋼，間排距分別為780mm、800mm，靠近巷幫的兩排錨桿向巷道外側傾斜，與豎直方向上夾角為15°，巷道頂板中部兩排錨桿沿垂直方向鉆進，錨固方式為兩端錨固，孔底和孔口位置分別用一支CK2355、K2355錨固劑。錨桿之間通過W鋼帶聯結為一個整體，鋼帶尺寸為4200×210×3mm，錨索采用“三花”布置方式單獨布置，直徑為21.6mm，長度為4.2m，間距為0.8m，每排之間間隔為2.34m。

2）巷道兩幫支護：錨桿采用直徑16mm，長度1800mm的圓鋼錨桿，三根為一排，最上方的錨桿距離巷道頂板0.5m，錨桿間排距分別為900、800mm。錨固劑使用方式與頂板錨桿相同，錨桿之間同樣通過型號的W型鋼帶聯結。

為了研究巷道受采動壓力影響的情況，了解巷道在工作面回采過程中的礦壓顯現規律，對現在的支護體系進行效果分析，掌握現有方法的優缺點，在現場對6118綜放工作面的材料巷在工作面回采期間進行礦壓觀測，6118工作面地質條件的詳細情況見圖2。

圖2 6118綜放工作面地質條件示意圖

圖3 巷道圍巖變形情況

在超前回采工作面120m處材料巷內布置圍巖位移觀測站，將得到的數據匯制成與工作面距離相關的變化曲線，如圖3所示，由圖可知，在工作面與巷道距離較遠時，巷道圍巖變形量較小，圍巖較穩定，當工作面與測站的距離小于80m時，巷道頂板下沉量及兩幫的移進量逐漸增大，并且頂板的下沉量略大于兩幫的移進量，隨著工作面的回采，該階段巷道頂板下沉量略大于兩幫移進量，變化趨勢基本相同；在進入距離回采工作面20m范圍內后，兩幫的移進量迅速增加，說明在工作面回采的整個過程中，雖然前期頂板的變形量較大，但是當進入到工作面回采影響劇烈區后，兩幫的變形增長速度更大，采動對于兩幫收斂的影響更加明顯。由于工作面回采過程中，材料巷圍巖變形量過大，影響正常的生產作業，需要考慮調整支護體系的參數、結構，以尋求更好的巷道圍巖控制效果，對于材料巷這種圍巖變形破壞特征，應首先考慮加強幫部支護，。

3 支護設計理論分析

該礦的回采工作面位于采空區下方，與上層采空區間距為4～5.6m之間，屬于極近距離煤層，雖然煤層老頂為堅硬的K2灰巖，但是由于9#煤層的采動影響，基本喪失了完整性和穩定性，導致在上覆巖層一定范圍內沒有堅硬完整的老頂，因此在進行支護參數的設計時，不能選用傳統的組合梁和懸吊理論，應當采用加固拱理論[3～4]。

1）錨桿支護參數設計。錨桿長度：

式中：N為巷道周圍巖體穩定系數，1.0～1.3，根據現場地質情況取1.2；B為巷道寬度，4.5m；

將6118工作面準備巷道參數帶入上式可知，錨桿長度應當大于1.86m。錨桿間排距應當小于其長度的一半，即小于0.93m。

錨桿直徑：

錨桿長度L應大于1.86m，所以由式（2）可得錨桿直徑應不小于16.9mm。原有支護方案，錨桿采用直徑16mm，長度1800mm的圓鋼錨桿，其長度及直徑均小于理論要求。

2）錨索參數。錨索的錨固長度：

式中：k為安全系數，取 2；d1為直徑，21.6mm；fs為單軸抗拉強度，1860MPa；fc為粘結強度，參考采用樹脂錨固劑約為10.0MPa。

計算結果為2008.8mm。錨索總長度：

其中：L為錨索總長度，單位：m；La為錨固長度，經過計算為 2009mm；Lb為不穩定巖層厚度，取4.28m；Lc為錨具總厚度，取0.1m；Ld—外露長度，取0.2m；

將以上數據帶入計算結果為6128.8mm。通過相關的理論計算得知錨索的長度應當大于6128.8mm，間排距小于2756mm，但是由于頂板為9#煤層采空區，近距離內沒有穩定性較好的老頂，導致長錨索沒有辦法實施，根據相關的工程經驗，錨索仍然采用原本的型號。

經過以上的理論分析及礦壓觀測結果發現該礦原有的支護方案存在的問題主要表現為：巷道兩幫的支護強度不足，錨桿的型號不滿足加固拱理論的要求，工作面上方為9#煤層采空區，一定距離內沒有穩定的老頂，采用的錨索起不到懸吊的作用，單獨打設支護的效果不明顯，并且布置方式“三花”布置存在一定的浪費。因此依據著“強幫強角”的支護理念進行優化，選擇更為合理的幫部錨桿型號，優化巷道角部錨桿的布置，并且改進頂板錨索的布置方式。

4 支護方案優化設計

1）巷道兩幫支護的加強。根據理論計算結果可知，原有支護方案中幫部支護的錨桿長度和直徑均不滿足要求，因此將原有的Ф16×1800mm圓鋼錨桿改為Ф20×2200mm螺紋鋼錨桿，為了提高巷道頂角的穩定性，將距頂板最近的幫錨桿向上傾斜15°。并且在幫部增設錨索，錨索規格與頂板相同為Ф21.6×4200mm，考慮到現場施工的因素，將錨索布置在原來中間錨桿的位置，取代原來的錨桿，沒四排錨桿替換一次，將原有的鋼帶托板替換為2100×275×3mm的W型鋼帶。

2）頂板支護的調整。巷道上方近距離巖層沒有穩定性、完整性較好的老頂，因此長錨索根本起不到懸吊作用，原本單獨布置的錨索支護的意義不大，因此將短錨索的布置方式改為“二二”布置，利用錨索替換兩側距離巷幫的第二根錨桿，通過W型鋼帶將錨桿錨索聯結為一個整體，錨桿采用Ф20×2200mm螺紋鋼加強錨桿。

3）間排距的調整。為了更合理的利用支護材料，節約生產成本，在滿足加固拱理論的基礎上結合相關的工程實踐經驗，決定將巷道頂板及兩幫的錨桿排距由0.8m增加到0.9m，頂板錨索排距由1.6m增加到1.8m，巷幫錨索排距也由3.2m增加到3.6m，錨桿間距未進行調整，優化后的支護體系如圖4所示。

對原支護和優化后的支護體系材料用進行計算可知，優化后的方案錨桿消耗量為63.8kg/延米，錨索消耗量為7m/延米，與原支護方案相比錨桿用量降低了0.76kg/延米，錨索消耗量減少了0.87m/延米，可知通過優化支護方案，可以減少一定的生產成本，具有較好的經濟效益。

圖4 優化后支護方案示意圖

5 效果分析

為了考察改進后支護體系的支護效果，應用FLAC3d數值模擬軟件分別模擬不同支護條件下，工作面回采時巷道圍巖的變形破壞，從模擬結果中調出原支護方案和改進后支護方案的塑性區分布圖，如圖5所示，工作面回采結束后的巷道塑性區分布，斷面位于距離工作面15m處，即從巷道口向內5m處。

圖5 巷道塑性區對比圖

由圖5可以看出，在增強幫部支護強度后，優化方案幫部塑性區的分布范圍明顯減小，說明兩幫的圍巖穩定性得到明顯的增強，通過兩種情況下頂底板塑性區的發育情況，可以看出巷道頂底板圍巖穩定性也有較大程度的提升。

6 結 論

通過礦壓觀測、理論計算得知，6118工作面回采過程中由于動壓的影響巷道變形量過大主要原因為幫部支護錨桿強度不足，頂板錨索布置不合理，依據“強幫強角”的支護理念，對原有支護系統進行優化設計，通過數值模擬證明巷道圍巖的穩定性得到很大提高，提出了解決巷道圍巖變形量過大的可靠方法。