望云煤矿15101 综放面沿空煤巷围岩支护技术研究

张 志 伟

（山西兰花科技创业股份有限公司望云煤矿分公司，山西 晋城 048400）

0 引 言

我国煤炭储量十分丰富，其中厚煤层储量约占生产矿井总储量的45%左右，厚煤层生产矿井遍布全国各大矿区。综合机械化放顶煤开采方法由于开采产量高、安全性好、经济效益高等特点被我国煤炭行业所认可，并先后在全国各大矿区推广使用，为我国煤炭高产高效生产做出了巨大贡献[1]。为了节约煤炭资源、提高煤炭采出率，综放开采时常常使用窄煤柱沿空掘巷技术[2]。综放窄煤柱沿空掘巷由于巷道断面大、采动影响剧烈、煤柱宽度小[3-4]等特点导致沿空巷道围岩稳定性差，以往传统的巷道围岩控制技术难以满足综放沿空巷道围岩稳定性要求。因此，研究综放沿空巷道围岩稳定性控制技术具有十分重要的意义。

1 工程概况

望云矿15101 工作面煤层平均厚度约为6.3m，平均倾角3.7°，采用综合机械化放顶煤方法开采，其中采煤高度为3m，放煤高度约为3.3m。15101 综放工作面长约250m，走向平巷长度约为1500m，15101 区段回风平巷为沿空煤巷，其与工作面采空区之间留设8m 宽的煤柱。15101 区段回风平巷巷道断面形状为矩形，净断面尺寸为5400mm×3500mm（宽×高），巷道在工作面回采结束后沿底板掘进。该工作面直接顶为砂质泥岩，其厚度为3.0m；老顶为12m 的细砂岩；底板为泥岩，厚1.8m。

15101 回风平巷已掘进长度为450m，已掘进段顶板每排布置6 根φ18×2000mm 的左旋螺纹钢锚杆，锚杆采用钢筋梯子梁连接。锚杆间排距1000mm×900mm，靠近左右帮部锚杆与竖直方向夹角为15°，中间四根锚杆垂直于巷道顶板。在巷道顶板中线两侧1000mm 处各布置一根φ17.8×8400mm的单体锚索，两根锚索均垂直于顶版，间排距为2000mm×2000mm。煤柱帮与实体煤帮锚杆布置参数相同，帮部每排布置三根φ18×2000mm 的左旋螺纹钢锚杆，间排距1150mm×900mm，最上部锚杆与最下部锚杆分别向上和向下倾斜15°。煤柱帮布置两根φ17.8 ×6300mm 的 单 体 锚 索， 间 排 距 为1400mm×1500mm，其中上部锚索与顶板间距为900mm，下部锚索与底板间距为1200mm。巷道断面支护如图1 所示。

2 沿空煤巷矿压显现

对15101 区段回风平巷已掘进段0～420m 范围进行井下调研以了解在原有巷道支护形式下的矿压显现情况，该段矿压显现统计见表1。

表1 15101 区段回风平巷矿压显现统计表

图2 煤柱帮变形挤出

从表1 可以看出，15101 区段回风平巷0～420m段矿压显现强烈且显现频率高，巷道破坏位置主要是在顶板偏向煤柱侧、煤柱帮、煤柱帮顶角及两帮无支护底角，其中顶板偏向煤柱侧及煤柱帮破坏尤为严重，如图2 所示。

3 巷道围岩松动圈观测

围岩松动圈是指巷道周边形成的环向破裂带[5]，是评价巷道围岩稳定性的重要指标之一。为了解15101 回风平巷的松动圈大小、评价巷道在原有支护条件下的围岩稳定性，对该巷进行围岩松动圈观测。在15101 回风平巷100m、200m、300m、400m 处分别布置围岩松动圈观测点，测站布置及参数如图3 所示，松动圈观测结果见表2。

图3 松动圈观测测站布置

表2 巷道围岩松动圈范围

由表2 观测结果可知，在原支护条件下巷道顶板松动圈深度最大约为2.9m，巷道顶煤高约为2.8m，可知巷道顶板的破坏主要在于其上的煤层顶板。巷道煤柱帮松动圈范围及裂隙发育程度均明显大于实体煤帮，这一观测结果与前述巷道矿压显现统计结果相一致，由此可知原支护方案并不能对该沿空煤巷起到很好的控制效果。

4 巷道维护特点分析

通过以上观测及统计结果可知沿空煤巷破坏位置主要在顶板偏向煤柱侧及煤柱帮，15101 回风平巷维护特点主要表现在以下几点：

1）该沿空巷道直接顶为松软煤层，且煤层之上为砂质泥岩，强度低，易与上方顶板形成离层导致顶板煤岩体整体性差破坏严重。

2）巷道开挖后原岩应力重新分布，巷道上方垂直应力向煤柱帮和实体煤帮转移，加上相邻工作面开采后引起的采空区侧向支承压力影响，导致煤柱承受高集中应力更容易破坏。

3）护巷煤柱宽度为8m，由于煤柱宽度窄导致煤柱承载能力极大地降低易产生破坏变形。

4）该巷道净宽5.4m，净宽3.6m，为大断面巷道。巷道跨度越大，巷道顶板形成的梁结构的弯矩越大，从而使顶板梁中性轴以下受拉应力区域变大、拉应力变大，由于煤岩体抗拉能力远弱于抗压能力，导致巷道顶板更容易受拉破坏、离层、冒落。

5）工作面端头开采形成采空区，其上部岩层与窄煤柱上覆岩层破断共同形成弧形三角块结构[6]，弧形三角块结构在回转下沉过程中在垂直方向上对煤柱侧产生较大压力导致巷道靠近煤柱侧破坏严重，在水平方向上弧形三角块结构对巷道顶板形成挤压力，导致巷道顶板挤压破坏严重。

5 支护优化

针对15101 回风平巷0～450m 段出在原支护条件下出现的问题，对该巷450～1500m 段支护进行了改进，改进后的巷道断面支护如图4 所示。

图4 改进后巷道断面支护图

支护形式与支护参数如下：

1）煤柱帮支护。由于煤柱帮松动圈深度大于2.5m，原支护中煤柱帮锚杆长度仅为2000mm，为满足锚杆长度大于松动圈范围，因此煤柱帮选用长2.6m 的螺纹钢锚杆，并将原来每排3 根锚杆增加至4 根，锚杆直径由18mm 增加为20mm，间排距900mm×900mm，煤柱帮锚索参数不变。

2）实体煤帮支护。实体煤帮松动圈深度最大为2.2m，锚杆选用2400mm 长的螺纹钢锚杆，将原来每排3 根锚杆增加至4 根，锚杆其他参数与煤柱帮相同。

3）顶板支护。在原支护中巷道顶板锚索仅布置两根，且沿顶板中线对称布置，显然无法满足对于巷道顶板及两帮控制，为控制巷道顶板特别是靠煤柱侧的下沉和水平挤压，以降低两帮特别是煤柱帮的破坏，设计每排采用三根长8400mm、直径17.8mm 且由钢筋梯子梁连接的锚索及六根长2.6m、直径20mm的螺纹钢锚杆支护顶板，其中中间锚索在巷道中心线靠煤柱侧300mm 处，锚索间排距1700mm×1500mm，左右两侧锚索与竖直方向成15°。

6 现场监测

在450～1500m 段巷道掘进后采用新的支护方案进行支护，并用十字布点法和激光测距仪进行了为期90 天的围岩位移观测，观测结果见图5。

图5 围岩移近量

从图5 可以看出，巷道掘进后的15 天内变形速率最快，之后慢慢变缓，巷道掘进后80 天左右两帮位移量和顶底板位移量基本不再变化；煤柱帮位移量始终大于实体煤帮和顶板位移量，但位移量最大值仅为65mm 左右，说明在新的支护方案下巷道围岩得到了很好的控制。

7 结 论

1）15101 回风平巷为沿空煤巷，巷道断面大、护巷煤柱窄、围岩强度低，加上工作面端头与窄煤柱上方破断岩层形成的弧形三角块结构对巷道顶板靠煤柱侧在垂直方向和水平方向的压力，导致巷道靠近煤柱侧不对称破坏。

2）针对原有支护条件下15101 回风平巷破坏特点，提出采用偏向煤柱侧布置锚索及增加锚杆长度与直径和增加锚杆索数量的控制方法，在现场试验中取得良好控制效果。