近距离下分层临近采空区巷道支护技术研究

韩正民

（山西省晋神能源有限公司，山西 忻州 036500）

多煤层开采的煤矿井田通常采取先采上分层，再采下分层的分层开采方式[1]。在煤层层间距较小的分层开采中，上分层及下分层临近工作面回采结束情况下，易对下分层临近采空区的区域形成较强的应力集中，在该区域掘进巷道易发生围岩变形失稳，甚至坍塌、冒顶危险[2]。针对此类条件下的巷道支护技术研究具有重要意义。因此，以该类条件下的磁窑沟11102 运输巷为工程背景，通过分析围岩变形机理，制定符合该巷的支护方案，确保支护强度满足要求。

1.1 地质概况

磁窑沟井田地质条件中等，开采煤层为10-2号煤层及11 号煤层，11 采区上分层的10-2 号煤层已开采完毕，目前正在开采下分层的11 号煤层。11 号煤层层厚较为稳定，均厚4.5 m，直接顶为砂质泥岩，均厚5.5 m，泥岩上部为10-2 号煤层采空区，直接底为炭质泥岩，均厚0.45 m，老底为砂质泥岩，均厚13.5 m。煤层顶底板综合柱状图如图1所示，煤岩层物理力学参数见表1。

表1 煤岩层物理力学参数一览Table 1 Physical and mechanical parameters of coal strata

图1 11 采区煤层顶底板综合柱状图Fig.1 Comprehensive histogram of coal seam roof and floor in No.11 mining area

1.2 11102 运输巷工程概况

11102 工作面位于11 采区西翼中部的下分层，上分层已回采结束，邻近11102 运输巷的11082 工作面已回采结束，11102 运输巷距11082 采空区10 m。11102 运输巷设计巷宽5.4 m，巷高3.7 m，巷道沿11 号煤层顶板掘进，采用11 号工字钢棚支护。由于受滑动地质构造影响，11102 运输巷位于背斜处的620～660 m 段巷道距离原10-2 号煤层的采空区间距最小处仅5 m，由于距上覆采空区的层间距变小及邻近采空区的影响，巷道掘进范围处于应力集中区域，呈现煤体变软、围岩破碎的结构变化状态，为保证巷道支护强度满足工作面回采需要，需根据该巷掘进范围的围岩变形机理，制定针对性补强支护方案，确保巷道支护满足安全生产的需要。

2.1 近距离下分层临近采空区巷道失稳机理分析

采取分层开采的下分层巷道，在相邻工作面已回采完毕情况下，且与上分层采空区距离较近时，下分层巷道将会出现更为强烈的矿压显现，易出现巷道变形量大、围岩失稳等现象[3]，该现象为多个应力叠加而产生的应力集中，近距离下分层临近采空区巷道围岩受力情况如图2 所示。

图2 近距离下分层临近采空区巷道受力情况Fig.2 The stress condition of roadway near goaf under close distance stratification

如图2 所示，上分层采空区为垮落压实后重新胶结的破碎岩体，且老顶砂岩已出现断裂，其应力直接作用在下分层的直接顶泥岩上，加上临近工作面回采结束后，下分层临近采空区部分的直接顶呈悬臂梁受力结构状态，靠近采空区侧直接顶已发生弯曲下沉，其结构应力逐步向煤体侧延伸，对下分层煤体及直接顶形成应力集中，导致下分层临近采空区部分的煤岩体内裂隙发育，直接顶粘结系数减低，自稳性能变差，岩石内摩擦角变小[4]。此时再在应力集中的临近采空区掘进下分层巷道，则会对应力集中的煤岩体产生二次扰动，导致应力集中向巷道掘进区域转移，加剧围岩破碎及变形程度，自稳性能再次下降，采用主动支护的锚杆、锚索则因围岩的结构强度较低而出现锚固效果下降，无法保障支护效果。

2.2 近距离下分层巷道围岩控制对策

针对近距离下分层巷道因应力集中造成的围岩失稳、支护困难问题，围岩控制及支护方案应遵循4 个原则：一是增强围岩稳定性，可采取煤岩体注浆加固措施，通过注浆实现破碎围岩重新胶结，以提升围岩的整体结构稳定性，为锚杆或锚索主动支护打下基础；
二是为弥补破碎围岩下锚杆（索） 主动支护效果较差问题，可采取主被动协同支护，即架棚支护配合锚杆（索） 补强支护，以保障支护强度，通过架棚支护可保障破碎围岩下的支护安全，配以锚索补强支护可进一步保障围岩稳定性，防止发生围岩失稳现象；
三是破碎围岩下的锚索应采取加长锚固或全长锚固方式，以保证锚固可靠性及支护时效；
四是巷道掘进期间应采用震动较小的机械化掘进，避免采用炮掘，防止震动加剧围岩破碎影响围岩整体稳定性。

根据近距离下分层临近采空区巷道失稳机理及围岩控制对策，制定11102 运输巷支护方案，方案包含架棚支护、注浆加固、锚索补强、抬棚加固。施工顺序及工艺为：先采用架棚支护，然后紧跟迎头不超过10 m 对架棚区顶部岩体及帮部煤体进行注浆加固，注浆加固增强煤岩体整体稳定性后，棚间补打锚索补强支护，锚索施工完毕后，在棚间打一梁三柱抬棚进行整体加固。

3.1 架棚支护

采用5.4 m 长的11 号工字钢作梁，4.5 m 单体支柱作腿，断面规格为5.4 m×3.7 m，棚间距1 m。采用2 m×1.2 m 钢筋网配合φ50 mm 铁椽杆闭帮护顶。顶梁安装2 道拉杆，距梁端1.5 m 处各安装1 道，柱腿安装2 道拉杆，上拉杆距顶1 m，下拉杆距底1.5 m，以保证支架稳定性。顶部不平整及空顶部分采用道木垛架接顶，架棚支护断面如图3所示。

图3 架棚支护方案示意Fig.3 Shelf support scheme

3.2 注浆加固

架棚支护后，在掘进迎头后方实施平行注浆作业。注浆材料采用固化效果较好、渗透性较强的复合材料，复合材料包括水泥、JCT 复合剂，水∶水泥∶JCT 复合剂=0.5∶0.85∶0.15。顶、帮注浆孔间、排距均为2 m，孔深均为5 m。顶部居中布置3 个注浆孔，中部注浆孔垂直于巷道顶板，左右2个孔各偏向两侧15°。两帮各布置2 个注浆孔，上部注浆孔距顶0.5 m，倾角+30°，下部注浆孔距顶2.5 m，倾角+15°。断面注浆孔布置如图4所示。

图4 断面注浆孔布置示意Fig.4 Indication of section grouting hole arrangement

3.3 锚索补强支护

注浆加固后，在棚间打锚索补强加固，锚索直径21.6 mm，锚索长度均为5.2 m，锚索间距均为1.5 m，排距均为1 m，顶部居中布置3 根锚索，中部1 根垂直于巷道顶板，左右2 根各偏向两侧15°。两帮各布置2 根锚索，上部锚索距顶0.8 m，倾角+15°，下部锚索倾角0，锚索均配合W 钢带使用。锚固剂采用1 支CK2370 配2 支K2370 树脂锚固剂，锚固长度为2.1 m。锚索补强支护如图5所示。

图5 锚索补强支护断面Fig.5 Anchor reinforcement support section

3.4 抬棚加固

架棚支护、注浆加固、锚索补强支护完成后，在工字钢棚下方打2 道一梁三柱抬棚加固，抬棚采用π 型钢梁配合4.5 m 单体液压支柱打设，打设位置为巷中两侧1 m 处各打一道，以加强架棚支护强度。

为解决11102 运输巷因应力集中造成巷道围岩变形量大、支护困难问题，将近距离下分层临近采空区巷道支护方案用于11102 运输巷620～660m段巷道，并在该段巷道建立三组矿压观测站，主要监测顶、底板及两帮相对位移量及位移速度，每4 d 观测一次变形数据，并绘制监测数据曲线图，图6 为3 组观测站中变形量最大一组测站监测数据曲线。

图6 巷道位移监测数据曲线Fig.6 Roadway displacement monitoring data curve

由图6 可知，11102 运输巷620～660 m 段巷道采取补强支护后，顶底板相对位移速度最大值为6 mm/d，两帮相对位移速度最大值为8 mm/d，且位移量及位移速度均在16 d 后变缓，在32 d 后趋于稳定，持续观测至80 d 后，各项变形数值基本稳定，顶底板最大相对位移量100 mm，两帮最大相对位移量140 mm，与原断面对比断面收缩率仅为5.6%，变形量在支护可控范围。综合矿压观测数据并结合现场支护情况可知，采取补强支护后巷道围岩变形量得到有效控制，支护强度满足该巷支护要求。

近距离下分层临近采空区巷道受应力叠加及掘进期间二次扰动影响，巷道掘进范围应力集中，围岩破碎且变形量大，支护困难。通过分析围岩变形机理及控制对策，并制定注浆加固、架棚支护+锚索、抬棚补强支护方案，应用于处于该条件下的磁窑沟11102 运输巷后，巷道围岩变形量得到有效控制，支护强度满足该巷支护要求。