近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

张　标，桑　聪，袁　祥，申　超

(1.中煤平朔集团井工二矿，山西 朔州 036000；2.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京 100013；3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院)，北京 100013)

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

张标1，桑聪2，3，袁祥1，申超1

(1.中煤平朔集团井工二矿，山西 朔州 036000；2.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京 100013；3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院)，北京 100013)

摘要：针对近距离煤层开采条件下，采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题，本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景，结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状，确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护，煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护，掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求，又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后，28d内顶板浅部离层23mm，顶板深部离层31mm，巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm；28d后，巷道断面再无变形，巷道围岩稳定。

关键词：近距离煤层；采空区；断层；掘进支护

我国是煤炭大国，煤炭产量和储量在世界上都占有着重要地位。煤炭资源在井下呈层状赋存，煤层间距也不尽相同。在近距离煤层已采煤层的下部煤层采掘过程中，由于上部煤层已经采空，下部煤层及其顶板应力释放，裂隙发育，下部煤层及其顶板大范围进入塑性破坏状态。下部煤层掘进时，巷道支护难度加大[1-7]。断层会影响岩层稳定性，并会破坏煤层顶底板的整体性，所以煤矿井下断层构造带易发生冒顶事故，巷道支护难度较大[8-11]。中煤平朔集团井工二矿随着开采深度的加大，井下采掘工作相继进入11煤。11煤煤层顶板与上方9煤采空区间距在6m以下，11煤巷道掘进属于近距离煤层采空区下的巷道掘进。笔者以平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为例，分析近距离煤层采空区下断层附近地质情况，研究确定了近距离煤层采空区下掘进巷道过断层的技术方法和掘进工作面支护方式，掘进巷道顺利通过断层且巷道实际支护效果较好，对今后平朔二矿及其他矿井的近距离煤层下部掘进巷道过断层支护方式的确定有着重要的指导意义。

121109主运顺槽掘进面基本概况

中煤平朔井工二矿21109主运顺槽走向长度1620m，巷道服务年限5年。巷道上部为29210采空区，东部为21113探巷(尚未施工)，南部为9号煤辅运大巷。21109主运顺槽煤层厚度在3.12～3.90m之间，平均为3.47m，巷道顶板与上方采空区间距在2.90～4.80m之间，属于近距离煤层采空区下的掘进巷道。

2断层地质情况

21109主运顺槽掘进356m时，根据11号煤采掘工程平面图、长探钻探数据及地质预测预报，预测F1165断层在顺槽418m处。开采9煤时，F1165断层产状揭露情况见表1。断层附近11煤顶底板情况见表2。

表1　断层产状表

表2　断层附近顶底板情况

受上部采空区的影响，为保证巷道支护安全可靠，锚索锚固范围需在11煤顶板层与9煤采空区间距范围之内，故不能在未遇到断层前挑顶作业提前变坡。21109主运顺槽掘至断层面后，以15°上山掘进，掘进27m后顺利通过断层再次进入煤层中，如图1所示。

图1　21109主运顺槽过断层掘进施工方法

3巷道围岩支护的选择

3.1锚网索钢筋钢带联合支护

由于掘进巷道直接顶为泥岩，锚杆支护托板及网片有“咬入”泥岩现象，且顶板淋水顺着锚索而下，致使锚索在短时间内失去主动支护作用，预紧力急剧下降，不足设计值的90%，且断层区域巷道顶板破碎，掘进巷道支护难度较大，具体表现如下所述。

1)因泥岩的存在，导致锚杆预紧力偏低，轴向预紧力仅10～30kN。锚杆预应力小，预应力扩散效应差，支护刚度低，致使锚杆主动支护作用不能发挥，不能有效控制围岩早期的离层与破坏。

2)锚索预紧力稳定后仅为80～100kN，低于合理的锚索预紧力。

3)若采用钢筋托梁作为锚杆的组合构件，在破碎围岩条件下其与围岩接触为线接触，不能起到很好的护顶护帮作用，不利于锚杆预应力有效扩散。

针对以上问题，单独的锚杆支护、锚索支护和锚杆钢筋托梁支护的效果均不佳，最后确定了21109主运顺槽掘进工作面过断层采用锚杆、锚索和钢带联合支护的支护方案。

3.2支护要求

3.2.1顶板支护

21109主运顺槽顶板采用锚杆、W钢护板和锚索联合支护。

1)锚杆支护：巷道顶部使用的锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢筋专用锚杆钢材，钢材屈服强度不低于335MPa。杆体公称直径为22mm，长度为2400 mm、2100mm。极限拉断力为186kN，屈服力为126kN，延伸率为18%。杆尾螺纹规格为M24，采用滚压加工工艺成型，螺纹长度150mm。顶部锚杆托板为拱型高强度可调心托板，锚杆托板规格为150mm×150mm×10mm，配合高强螺母、尼龙垫圈，各配件力学性能与锚杆杆体配套。锚固方式为树脂加长锚固，使用两支树脂药卷，规格分别为K2335、Z2360，锚杆钻孔直径为30mm。每1排锚杆打设6根锚杆，间距900mm，排距1000mm，安装角度与顶板垂直。

2)W钢护板配合钢筋托梁护顶：W钢护板规格为厚度4mm、宽280mm、长度450mm的钢板，锚杆孔中心间距为900mm。选用钢筋网护顶，采用φ4mm钢筋机织而成，网孔为80mm×80mm。

3)锚索支护：锚索材料为直径17.8mm、1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度4300mm，极限破断拉力355kN，延伸率4%左右，配合高强度锁具和可调心托板。钻孔直径28mm，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固。锚索托板为300mm×300mm×12mm高强度可调心拱形托板并配套锁具。 每2排锚杆打设3根锚索，间距1800mm，安装角度与顶板垂直。

3.2.2两帮支护

1)煤柱侧帮。煤柱侧帮采用锚杆支护，采用杆体直径为18mm，长度为1700mm的圆钢锚杆，锚杆螺纹长度为120mm，锚杆螺母为M20×2.5。锚杆支护采用拱形托板配合调心球垫和尼龙垫圈，托板规格为150mm×150mm×8mm，承载能力不低于杆体极限拉断力。锚固方式为树脂端部锚固，采用一支规格为K2335的树脂药卷，钻孔直径28mm。采用金属菱形网护帮，菱形网规格3300mm×1100mm，网孔规格50mm×50mm。锚杆间距1200mm，排距与顶板锚杆排距相同，每帮布置2根锚杆。最上部锚杆与水平线成10°夹角外，其余锚杆垂直巷帮布置。

2)工作面侧帮。工作面侧帮采用锚杆支护。侧帮完整、压力不明显时，可选用杆体为直径18mm，长度为1700mm的玻璃钢锚杆；巷帮围岩破碎、压力较大时，选用杆体为直径18mm，长度为1700mm的圆钢锚杆。采用与玻璃钢锚杆及圆钢锚杆相匹配的锚杆托板和螺母，其承载能力不低于杆体极限拉断力。锚固方式为树脂端部锚固，采用一支规格为K2335的树脂药卷，钻孔直径为28mm。采用金属菱形网或高强塑料网护帮。锚杆间距为1200mm、排距与顶板锚杆排距相同，布置2根锚杆。除最上部锚杆与水平线成10°夹角外，其它锚杆垂直巷帮布置。锚杆排距根据顶板条件调整，一般在0.8～1.0m左右。

21109主运顺槽过断层掘进工作面支护布置如图2所示。

3.2.3棚梁支护

21109主运顺槽掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求，采取架设钢棚的方式对巷道进行辅助支护，21109支护方式最终为主被动联合支护方式。

棚梁架设紧跟迎头，钢棚棚梁、棚腿材料选用矿用11#工字钢，棚梁牙口距4.4m，棚腿长3.6m。工字钢棚的棚距为1000mm，布置在两排锚杆中间。相邻钢棚设置七连杆，每架钢棚设置7根钢管拉杆，顶梁3根，两帮棚腿各设2根，棚梁断面支护布置如图3所示。

图2　21109主运顺槽断层掘进面断面、平面支护图(单位：mm)

图3　21109主运顺槽断层棚梁断面布置图(单位：mm)

3.2.4工程质量要求

为了保证巷道支护质量，支护参数作如下要求：顶锚杆锚固力≥6.4T，扭矩≥300N·m，玻璃钢帮锚杆预紧力矩≥45N·m，圆钢帮锚杆锚固力≥3T，扭矩≥150N·m，锚索预紧力≥150kN。巷道每掘进1排或锚杆在6根以下，取样不少于1组(不少于3根)；6根以上，每增加1～6根，相应多取样1组进行锚杆抗拔力拉拔试验。同时采用锚索预紧力数字压力计全程对施工锚索进行监控，确保锚索的锚固质量必须符合要求。否则，及时采取补打锚索进行处理。

由于巷道过断层按照15°上山进行掘进施工，迎山角取2°，架棚同时进行联锁，联锁牢固可靠，棚梁与网片间用道木(大料)进行接顶，腰帮背实，棚梁不得有另肩、调斜情况。

4矿压观测与支护结果

采用中国矿业大学研制的LBY-3型顶板离层监测仪对巷道顶板变形进行监测。要求深部锚头安装深度不得低于巷道支护锚索的长度，浅部锚头安装深度必须与锚杆最大锚固深度一致，误差不得超过100mm，观测记录结果如表3所示。

表3　测点离层仪及巷道高宽变化表/mm

经现场观测，锚网索棚梁联合支护的巷道在28d内顶板浅部离层23mm，深部离层31mm，巷道高度相对移近量为33mm，巷道宽度相对移近量为0mm。从第29d观测至第87d，顶板离层仪离层值不再变化，巷道再无变形，且掘进工作面进尺已经远超过断层影响范围。由此可以认为巷道围岩已经完全稳定，21109主运顺槽掘进工作面在断层影响范围内支护效果较好。

5结论

1)在近距离煤层采空下掘进施工，要及时掌握煤层顶板岩性变化，为变更支护参数、加快掘进进度，提供有力保障。有断层导通采空区的巷道掘进，要做好排水准备工作。

2)断层地质构造带附近，要随时对支护质量进行检测，及时掌握锚杆锚索支护情况，充分发挥其主动支护的功效，锚网索主动支护是顺利通过断层的主要措施，其预紧力达标是保证安全生产的重要途径。

3)在近距离煤层采空下掘进施工，要加强巷道变形监测监控，21109主运顺槽断层掘进过程中锚杆锚索支护效果达不到预期值，采取棚梁被动支护，从后期观测来看支护效果良好，有效的控制了巷道围岩的变形，达到了支护要求，为矿井后续采空区下地质构造附近11煤的掘进和安全支护提供了可靠依据。

参考文献

[1]张海韦，张农，阚甲广，等.采空区下软煤层回采巷道围岩稳定性控制技术[J].煤炭科学技术，2010，38(8):25-29.

[2]冯德志.近距离采空区下交叉点大断面锚网索支护设计[J].煤炭科技，2012，(2):64-65.

[3]林健，范明建，司林坡，等.近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究[J].煤矿开采，2010，15(4):45-50.

[4]董宇，谢文兵，荆升国，等.近距离煤层采空区下回采巷道高强稳定型支护技术[J].煤炭科学技术，2013，41(2):19-23.

[6]牛学超，岳中文，窦波洋，等.新峪煤矿近距离煤层采空区下巷道顶板破坏特征分析[J].煤炭技术，2014，33(3):76-79.

[7]张农，李桂臣，许兴亮．泥质巷道围岩控制理论与实践[M]．徐州：中国矿业大学出版社，2011.

[8]康红普，王金华．煤巷锚杆支护理论与成套技术[M]．北京：煤炭工业出版社，2009．

[9]卢二虎，马志刚.大断面巷道过断层破碎带的掘进与支护方法[J].煤矿支护，2005(3):30-32.

[10]刘泉声，张伟，卢兴利，等.断层破碎带大断面巷道的安全监控与稳定性分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29(10):1954-1962.

[11]郑全九，陈鹏，王永志.断层破碎带大断面巷道掘进与支护方式[J].煤矿开采，2004，9(1):65-66.

Study on the technology of drifting tunnel under close distance coal seams goaf passing through fault

ZHANG Biao1，SANG Cong2，3，YUAN Xiang1，SHEN Chao1

(1.No.2 Deep Mine，China Coal Pingshuo Group Ltd.，Shuozhou 036000，China；2.Mine Safety Technology Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；3.State Key Laboratory of Coal Resource High Efficient Mining and Clean Utilization (China Coal Research Institute)，Beijing 100013，China)

Abstract:Roadway below a goaf supporting is difficult when passing faults in the closed distance seams mining process.This paper using 21109 transporting crossheading excavation passing fault as engineering background.The method of 21109 transporting crossheading excavation passing fault is determined according roof conditions and fault form.Roof combined support with bolt，rope，and W-type steel band with joists.Coal pillar side and working face side used bolt support.Heading face using active supporting is not enough，and then steel shed was erected for auxiliary support.Shallow roof abscission layer 23mm，deep separation 31mm，and relatively closer to the amount of roadway height and width is 33mm and 0mm，when supplementary support measures were taken 28 days.No deformation of roadway was found and roadway surrounding rock stability after 28 days.

Key words：closed distance seam；goaf；fault；driving support

收稿日期：2015-04-18

作者简介：张标(1987-)，男，汉族，安徽阜阳人，中煤平朔集团井工二矿，技术主管。

中图分类号：TD353

文献标识码：A

文章编号：1004-4051(2016)02-0091-04