大采高綜采面沿空巷道圍巖控制技術探討

高 敏

（安徽省淮河能源煤業公司張集煤礦，安徽 淮南 232000）

1 采面概況

安徽淮河能源煤業公司張集煤礦1610A工作面為大采高綜采工作面，開采煤層為1 煤層，煤層總厚0.1～8.2 m，煤層平均厚度6.5 m，傾角平均為10°。1610A工作面標高-449.3～-497 m，砂巖直覆頂板厚度25.8 m；工作面傾斜長度140 m，走向回采長度1 471 m；工作面運輸順槽選用3組ZQL2×5000/21/40 型超前支架進行巷道超前支護。

2 巷道支護

1610A綜采工作面位于張集北區西三采區，工作面運輸順槽為沿空巷道，巷道掘進設計斷面：凈寬×凈高=5 200 mm×3 500 mm。支護方式如下：

1）頂板支護結構：錨桿規格為Φ20 mm×2 500 mm，錨桿材質：MG335。間排距900 mm×900 mm。錨索規格為：Φ21.8 mm×6 300 mm，14#槽鋼梁組合錨索按“3-0”對稱布置，間排距1 100 mm×1 800 mm。

2） 巷幫支護結構：采用M5 鋼帶豎直方向鋪設，巷幫錨桿規格：Φ20 mm×2500 mm，幫部破碎段由14#槽鋼梁和錨索走向布置，14#槽鋼梁長2.5 m，每根14#槽鋼梁上安裝3 根普通錨索，錨索規格為：Φ21.8 mm×4 300 mm。

3 礦壓觀測

1）礦壓監測內容。有頂板離層監測、錨桿（索）載荷監測、巷道表面位移監測等。

2）頂板動態監測。為統計分析巷道破壞變形規律，分析支護效果并進行改進支護方案，采取頂板動態支護監測。工作面回采期間，煤壁向外100 m 范圍內的兩巷礦壓監測，每間隔5 m 分別布置一對十字測。通過觀測數據，巷道變形情況見圖1。

圖1 1610A 運順巷道頂幫位移變化量圖

3）礦壓觀測分析。根據巷道圍巖動態觀測數據分析，頂底板移近量2 200 m；巷道兩幫變化量峰值1 700 mm，煤柱側變化移近量大于實體煤壁側，且實體側變形也比較明顯。因此控制巷道變形應以沿空側煤柱支護為主，非沿空側巷道幫部同時治理，需采取補強支護。

（1）采動影響范圍。根據礦壓觀測曲線可知，采動影響范圍為超前煤壁100 m，巷道變形加速范圍為超前煤壁10～25 m。

（2）煤柱破壞特征。當煤柱受采動影響受到的應力大于自身的承載極限時，部分錨桿、錨索被剪斷。煤柱破壞形式從中央逐漸發生縱向劈裂，幫部支護效果差，煤體中間裂隙增大破碎。

（3）巷道圍巖松動圈。經實測，巷道頂板松動圈范圍3 m，巷道實體側松動圈范圍2.3 m，沿空煤柱側松動圈2.5 m，巷道兩幫破壞呈不對稱性，沿空側煤體破壞程度嚴重，需采用錨索、工字鋼聯合補強支護。

4 控制方案

由于壓力峰值位置導致巷幫破壞形式不對稱性，煤柱側破壞程度大于實體煤側，且實體側變形也比較明顯。因此控制巷道變形應以沿空側煤柱支護為主，非沿空側巷道幫部也必須同時治理，兩側煤壁采取針對性的支護方案。

1）錨桿（索）支護方案。采用錨索、槽鋼聯合補強支護。

2）煤體加固方案。選用新型細小骨料，無收縮，滲透性強，微膨脹，高流動性久米納無機新型水泥，通過壓注的方法超前對煤體進行加固，同時可使錨桿及錨索起到全長錨固作用。

3）超前支護方案。針對巷道變形加速范圍超前煤壁10～25 m，工作面運輸順槽選用3 組ZQL2×5000/21/40 型超前支架，支護范圍20.6～25.9 m。在拉移超前支架時，采取單挑挑棚配合拉移超前支架進行連續支護，減少了超前支架降架時頂板的擾動。

5 施工工藝

1）頂幫加固

（1）幫部錨索工字鋼加固補強支護：沿空側幫部距離頂板1.5 m 沿走向施工一排長4.5 m 的11#工字鋼，配合4.3 m 錨索的桁架加固沿空巷道幫部；在實體側距離頂板1.5 m 施工2.5 m 長槽鋼、錨索加固。錨索規格Φ21.8 mm×4 300 mm的錨索。

（2）頂板錨索工字鋼補強支護：因巷道的壓力峰值在巷道中部及實體側肩窩位置，所以距離巷道中線1 m 位置沿走向上、下方各實施2 排走向工字鋼錨索，根據頂板離層情況，錨索選取Φ21.8 mm×8 000 mm 的錨索。具體見圖2。

圖2 1610A 運順巷道支護改進

2）煤體加固。巷道兩幫超前實施注漿加固，循環二次注漿加固。

（1）超前煤壁200 m 范圍在巷道兩幫幫部注漿加固。采用“三花眼”布置，眼深4～5 m，孔徑42 mm。在每個鉆孔內埋入一根前方帶封堵器的2 m 注漿管，進行注漿。

（2）循環二次注漿加固。第一次從外向里超前注漿200 m 完成后，第二次超前巷道60 m 范圍向外二次注漿加固，對因采動影響造成煤壁內部裂隙進行二次充填加固，可根據現場效果情況進行重點破碎區域復注。

（3）注漿參數。

①注漿眼采用ZQS-50 氣動手持式風鉆及其配套鉆桿、Φ42 mm 鉆頭施工?！叭ㄑ邸辈贾?，眼深4～5 m，孔徑42 mm。開孔位置原則上按照圖3 施工。

圖3 注漿加固布置

②采用久米納礦用無機充填加固材料，其技術參數見表1。

表1 加固材料技術參數

③注漿壓力及注漿量：注漿時要穩壓在5 MPa左右，注漿量實際每孔在10 袋左右（250 kg）。

6 效果分析

通過監測圍巖變形情況，采取補強支護和注漿煤體改良等綜合支護技術后，巷道頂板移近量峰值110 mm，較未支護巷道頂板移近量減少了200 mm，底鼓變形放緩；兩幫移近量峰值360 mm，較未支護巷道減少了1 300 mm。通過注漿前后對比可以看出，沿空側煤幫變形量減少較大，巷道兩幫最大位移量未超過600 mm，最大底鼓量未超過800 mm，避免了人工刷擴煤幫，減輕了人工勞動強度，應用效果顯著，見圖4。

圖4 沿空煤壁注漿前后效果對比

7 結論

1）經礦壓觀測分析得到：1610A綜采工作面運輸順槽采動影響范圍為超前煤壁100 m，巷道變形加速范圍超前煤壁15～30 m；煤柱破壞特征，破壞形式從中央逐漸發生縱向劈裂，幫部支護效果差，煤體中間裂隙增大破碎；巷道松動圈范圍，巷道頂板松動圈范圍3 m，巷道實體側松動圈范圍2.3 m，沿空煤柱側松動圈2.5 m，巷道兩幫破壞呈不對稱性，沿空側煤體破壞程度嚴重。

2）巷道圍巖災害控制方案主要采取頂、幫錨桿（索）補強支護、煤體注漿加固、超前支護等技術。

3）采取頂、幫錨桿（索）補強支護和煤柱煤體注漿改良加固等綜合支護技術后，巷道頂板移近量峰值110 mm，較未采取措施的支護巷道頂板移近量減少了200 mm，底鼓變形放緩；兩幫移近量峰值360 mm，較未采取措施的支護巷道減少了1 300 mm。實際應用取得顯著效果。