望云煤礦15101 綜放面沿空煤巷圍巖支護技術研究

張 志 偉

（山西蘭花科技創業股份有限公司望云煤礦分公司，山西 晉城 048400）

0 引 言

我國煤炭儲量十分豐富，其中厚煤層儲量約占生產礦井總儲量的45%左右，厚煤層生產礦井遍布全國各大礦區。綜合機械化放頂煤開采方法由于開采產量高、安全性好、經濟效益高等特點被我國煤炭行業所認可，并先后在全國各大礦區推廣使用，為我國煤炭高產高效生產做出了巨大貢獻[1]。為了節約煤炭資源、提高煤炭采出率，綜放開采時常常使用窄煤柱沿空掘巷技術[2]。綜放窄煤柱沿空掘巷由于巷道斷面大、采動影響劇烈、煤柱寬度小[3-4]等特點導致沿空巷道圍巖穩定性差，以往傳統的巷道圍巖控制技術難以滿足綜放沿空巷道圍巖穩定性要求。因此，研究綜放沿空巷道圍巖穩定性控制技術具有十分重要的意義。

1 工程概況

望云礦15101 工作面煤層平均厚度約為6.3m，平均傾角3.7°，采用綜合機械化放頂煤方法開采，其中采煤高度為3m，放煤高度約為3.3m。15101 綜放工作面長約250m，走向平巷長度約為1500m，15101 區段回風平巷為沿空煤巷，其與工作面采空區之間留設8m 寬的煤柱。15101 區段回風平巷巷道斷面形狀為矩形，凈斷面尺寸為5400mm×3500mm（寬×高），巷道在工作面回采結束后沿底板掘進。該工作面直接頂為砂質泥巖，其厚度為3.0m；老頂為12m 的細砂巖；底板為泥巖，厚1.8m。

15101 回風平巷已掘進長度為450m，已掘進段頂板每排布置6 根φ18×2000mm 的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿采用鋼筋梯子梁連接。錨桿間排距1000mm×900mm，靠近左右幫部錨桿與豎直方向夾角為15°，中間四根錨桿垂直于巷道頂板。在巷道頂板中線兩側1000mm 處各布置一根φ17.8×8400mm的單體錨索，兩根錨索均垂直于頂版，間排距為2000mm×2000mm。煤柱幫與實體煤幫錨桿布置參數相同，幫部每排布置三根φ18×2000mm 的左旋螺紋鋼錨桿，間排距1150mm×900mm，最上部錨桿與最下部錨桿分別向上和向下傾斜15°。煤柱幫布置兩根φ17.8 ×6300mm 的 單 體 錨 索， 間 排 距 為1400mm×1500mm，其中上部錨索與頂板間距為900mm，下部錨索與底板間距為1200mm。巷道斷面支護如圖1 所示。

2 沿空煤巷礦壓顯現

對15101 區段回風平巷已掘進段0～420m 范圍進行井下調研以了解在原有巷道支護形式下的礦壓顯現情況，該段礦壓顯現統計見表1。

表1 15101 區段回風平巷礦壓顯現統計表

圖2 煤柱幫變形擠出

從表1 可以看出，15101 區段回風平巷0～420m段礦壓顯現強烈且顯現頻率高，巷道破壞位置主要是在頂板偏向煤柱側、煤柱幫、煤柱幫頂角及兩幫無支護底角，其中頂板偏向煤柱側及煤柱幫破壞尤為嚴重，如圖2 所示。

3 巷道圍巖松動圈觀測

圍巖松動圈是指巷道周邊形成的環向破裂帶[5]，是評價巷道圍巖穩定性的重要指標之一。為了解15101 回風平巷的松動圈大小、評價巷道在原有支護條件下的圍巖穩定性，對該巷進行圍巖松動圈觀測。在15101 回風平巷100m、200m、300m、400m 處分別布置圍巖松動圈觀測點，測站布置及參數如圖3 所示，松動圈觀測結果見表2。

圖3 松動圈觀測測站布置

表2 巷道圍巖松動圈范圍

由表2 觀測結果可知，在原支護條件下巷道頂板松動圈深度最大約為2.9m，巷道頂煤高約為2.8m，可知巷道頂板的破壞主要在于其上的煤層頂板。巷道煤柱幫松動圈范圍及裂隙發育程度均明顯大于實體煤幫，這一觀測結果與前述巷道礦壓顯現統計結果相一致，由此可知原支護方案并不能對該沿空煤巷起到很好的控制效果。

4 巷道維護特點分析

通過以上觀測及統計結果可知沿空煤巷破壞位置主要在頂板偏向煤柱側及煤柱幫，15101 回風平巷維護特點主要表現在以下幾點：

1）該沿空巷道直接頂為松軟煤層，且煤層之上為砂質泥巖，強度低，易與上方頂板形成離層導致頂板煤巖體整體性差破壞嚴重。

2）巷道開挖后原巖應力重新分布，巷道上方垂直應力向煤柱幫和實體煤幫轉移，加上相鄰工作面開采后引起的采空區側向支承壓力影響，導致煤柱承受高集中應力更容易破壞。

3）護巷煤柱寬度為8m，由于煤柱寬度窄導致煤柱承載能力極大地降低易產生破壞變形。

4）該巷道凈寬5.4m，凈寬3.6m，為大斷面巷道。巷道跨度越大，巷道頂板形成的梁結構的彎矩越大，從而使頂板梁中性軸以下受拉應力區域變大、拉應力變大，由于煤巖體抗拉能力遠弱于抗壓能力，導致巷道頂板更容易受拉破壞、離層、冒落。

5）工作面端頭開采形成采空區，其上部巖層與窄煤柱上覆巖層破斷共同形成弧形三角塊結構[6]，弧形三角塊結構在回轉下沉過程中在垂直方向上對煤柱側產生較大壓力導致巷道靠近煤柱側破壞嚴重，在水平方向上弧形三角塊結構對巷道頂板形成擠壓力，導致巷道頂板擠壓破壞嚴重。

5 支護優化

針對15101 回風平巷0～450m 段出在原支護條件下出現的問題，對該巷450～1500m 段支護進行了改進，改進后的巷道斷面支護如圖4 所示。

圖4 改進后巷道斷面支護圖

支護形式與支護參數如下：

1）煤柱幫支護。由于煤柱幫松動圈深度大于2.5m，原支護中煤柱幫錨桿長度僅為2000mm，為滿足錨桿長度大于松動圈范圍，因此煤柱幫選用長2.6m 的螺紋鋼錨桿，并將原來每排3 根錨桿增加至4 根，錨桿直徑由18mm 增加為20mm，間排距900mm×900mm，煤柱幫錨索參數不變。

2）實體煤幫支護。實體煤幫松動圈深度最大為2.2m，錨桿選用2400mm 長的螺紋鋼錨桿，將原來每排3 根錨桿增加至4 根，錨桿其他參數與煤柱幫相同。

3）頂板支護。在原支護中巷道頂板錨索僅布置兩根，且沿頂板中線對稱布置，顯然無法滿足對于巷道頂板及兩幫控制，為控制巷道頂板特別是靠煤柱側的下沉和水平擠壓，以降低兩幫特別是煤柱幫的破壞，設計每排采用三根長8400mm、直徑17.8mm 且由鋼筋梯子梁連接的錨索及六根長2.6m、直徑20mm的螺紋鋼錨桿支護頂板，其中中間錨索在巷道中心線靠煤柱側300mm 處，錨索間排距1700mm×1500mm，左右兩側錨索與豎直方向成15°。

6 現場監測

在450～1500m 段巷道掘進后采用新的支護方案進行支護，并用十字布點法和激光測距儀進行了為期90 天的圍巖位移觀測，觀測結果見圖5。

圖5 圍巖移近量

從圖5 可以看出，巷道掘進后的15 天內變形速率最快，之后慢慢變緩，巷道掘進后80 天左右兩幫位移量和頂底板位移量基本不再變化；煤柱幫位移量始終大于實體煤幫和頂板位移量，但位移量最大值僅為65mm 左右，說明在新的支護方案下巷道圍巖得到了很好的控制。

7 結 論

1）15101 回風平巷為沿空煤巷，巷道斷面大、護巷煤柱窄、圍巖強度低，加上工作面端頭與窄煤柱上方破斷巖層形成的弧形三角塊結構對巷道頂板靠煤柱側在垂直方向和水平方向的壓力，導致巷道靠近煤柱側不對稱破壞。

2）針對原有支護條件下15101 回風平巷破壞特點，提出采用偏向煤柱側布置錨索及增加錨桿長度與直徑和增加錨桿索數量的控制方法，在現場試驗中取得良好控制效果。