近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道联合支护技术研究

侯殿坤，金慧龙,2，卜庆为

（1.内蒙古科技大学，内蒙古 包头 014010；2.中国华能集团有限公司 青海分公司，青海 西宁 810001）

井工煤炭资源开采遇近距离多煤层开采工程条件较为普遍，上覆煤层采空区对下方所布置的回采巷道支护稳定造成复杂采动影响。针对这一工程问题，诸多学者[1-12]从采空区底板的采动应力分布规律、底板巷道受力破坏特征、底板巷道采动失稳因素分析等方面展开科学研究与技术分析，并得到了诸多有价值的科研成果。但针对近层间距、多煤柱条件下采空区底板的应力分布特征差异较大，这导致采空区底板巷道围岩的受力破坏差异明显，并且其支护控制对策往往无法满足整个巷道的支护需要，因此开展近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道的受力破坏特征分析与支护技术研究具有显著的工程意义。

1 概 况

忻州窑煤矿为立井石门盘区开拓方式，主要开采二水平的11 号、12 号、14 号3 个煤层，采煤工作面为单一走向长壁，综合机械化采煤工艺，采掘机械化程度达100%。其中，井田内14-2 号煤层厚度为0.8～3.7 m，平均1.53 m，西二盘区14-2号煤层内掘进3 条集中巷道。在14-2 号煤层之上13 m 位置为11 号煤层采空区，11 号煤层采用放顶煤工艺开采，并遗留由5 个上覆11 号煤层采空区隔离煤柱，巷道走向与11 号煤层采空区和煤柱呈斜交关系，如图1 所示。通过现场调研及其工程分析得出，由于西盘区14-2 号煤层集中巷上方存在11 号煤层多个采空区及其煤柱，相对一般巷道围岩而言，其近层间距、多煤柱条件下采空区底板采动应力环境的巷道围岩受力破坏情况尤为复杂，特别是在上覆11 号煤层采空区遗留煤柱对其下方巷道支护稳定必定会造成严重影响。如何合理设计14-2 号煤层集中巷支护技术方案，这对忻州窑煤矿14-2 号煤层的安全回采至关重要。

图1 西二盘区14- 2 号煤层集中巷布置与上覆11 号煤层采空区、煤柱的平面位置关系Fig.1 Relation between No.14-2 coal seam centralized roadway and No.11 coal seam upper goaf and coal pillar

2 近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道采动影响特征分析

以忻州窑煤矿14-2 号煤层集中巷为工程背景，对近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道采动影响及其巷道围岩受力破坏特征进行数值模拟，如图2 所示。

图2 数值计算模型Fig.2 Numerical calculation model

近层间距、多煤柱条件下采空区底板采动应力环境复杂，这导致巷道掘进需要穿过煤柱下方的采动应力集中区和采空区下方的采动应力降低区，二者的交替分布导致巷道不同部位的矿压显现特征差异明显。因此需要对煤柱下方的采动应力集中区和采空区下方的采动应力降低区的巷道采动破坏影响进行分开研究。如图3 ～图4 所示。

图3 上覆11 号煤层采空区底板下方13 m位置的底板应力分布特征Fig.3 Floor stress distribution at 13 m under the goaf floor of No.11 overlying coal seam

如图4（a） ～图6（a） 所示，在采空区煤柱下方的采动应力集中区，巷道所处的围岩应力环境尤为严重，这导致巷道围岩总体的矿压显现严重，而且水平应力明显低于垂直应力，因此巷道的巷帮围岩受力负担严重。如图4（b） ～图6（b）所示，在采空区下方的采动应力降低区，巷道所处的围岩应力环境相对较弱，巷道围岩总体的矿压显现相对采空区煤柱下方的采动应力集中区情况较轻，并且水平应力高于垂直应力，此时受力负担相对较大的部位主要是巷道的顶底板。由于采空区底板的采动应力复杂影响，近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道的顶板围岩破坏普遍存在与上覆采空区的底板采动破坏贯通的情况。从支护方面来看，这就利于锚杆、锚索等主动支护作用发挥效果，因此有必要考虑被动支护来实现对巷道顶板的稳定性控制。

图4 上覆11 号煤层采空区底板下方巷道围岩垂直应力分布特征Fig.4 Vertical stress distribution characteristics of roadway surrounding rock under goaf floor of overlying No.11 coal seam

图5 上覆11 号煤层采空区底板下方巷道围岩水平应力分布特征Fig.5 Horizontal stress distribution characteristics of roadway surrounding rock under goaf floor of overlying No.11 coal seam

图6 上覆11 号煤层采空区底板下方巷道围岩受力破坏特征Fig.6 Stress failure characteristics of surrounding rock under goaf floor of overlying No.11 coal seam

3 近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道围岩控制对策研究

考虑到采空区底板的采动应力复杂影响，加之采空区底板巷道的顶板围岩破坏普遍存在与上覆采空区的底板采动破坏贯通，而且采空区底板巷道的浅部松动围岩存在冒落和片帮等情况，加剧巷道断面的扩大，进而导致巷道矿压显现加剧；因此锚杆、锚索的主动支护作用效果尚且对近层间距、多煤柱条件下采空区底板14-2 号煤层集中巷围岩控制作用有限，金属支架被动支护则是关键支护结构，可在矩形集中巷掘进后进行壁后充填并布置金属支架支护，并采取双层金属网布置，以提高对巷道表面破碎围岩松动围岩的约束作用。结合以上研究分析，提出西二盘区14-2 号煤层集中巷“锚杆+锚索+金属网+木垛壁后充填+U 型钢支架”的主被动联合支护技术方案，联合支护技术方案具体布置及其参数如下。

图7 14- 2 号煤层集中巷支护方案断面Fig.7 Section of support scheme for No.14-2 coal seam concentrated roadway

西二盘区14-2 号煤层集中轨道巷断面为矩形4.2 m×3.2 m（宽×高）。正巷顶板采用钢带、5 排锚杆和2 排锚索联合支护。钢带采用5 孔“W”型钢带，规格3 800 mm×220 mm×4 mm（长×宽×厚），钢带下采用110 mm×110 mm×10 mm（长×宽×厚） 钢方垫。锚杆采用左旋无纵筋螺纹锚杆，规格为φ=20 mm，L=2 000 mm。排距800 mm，间距为1 000 mm。锚索采用φ=17.8 mm 钢绞线，长度≥5.3 m；锚索帮距1.3 m，排距1.4 m，施工2排，间距3.0 m。巷道金属网规格为3.7 m×1.7 m（长×宽）。矿用U29 型钢金属支架支护以加强支护，架间距800 mm，架棚断面为三心拱型，壁后采取木垛充填。支护方案断面如图7 所示，模拟断面如图8 所示。

图8 14- 2 号煤层集中巷支护方案模拟断面Fig.8 Simulated section of support scheme for No.14-2 coal seam concentrated roadway

4 忻州窑煤矿西二盘区14-2 号煤层集中巷支护稳定性评价分析

4.1 支护效果数值模拟分析

通过数值模拟对联合支护方案下采空区底板巷道支护稳定性及效果进行评价，如图9 ～图11 所示。在采取联合支护技术的情况下，14-2 号煤层集中巷的锚杆轴向拉拔强度150 ～186 MPa，锚索轴向拉拔强度260 ～326 MPa，金属支架构件轴向压缩强度在24 ～205.4 MPa，其中在采空区煤柱下方及其附近位置14-2 号煤层集中巷的支护构件承载负担相对严重，而在采空区下方14-2 号煤层集中巷相对较轻。如此看来，在采空区煤柱下方及其附近位置的巷道围岩受力状态相对严重很多，因此需要重视对在采空区煤柱下方及其附近位置的巷道变形监测，必要时采取补强支护，确保巷道安全使用。

图9 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道锚杆轴向拉拔强度分布Fig.9 Axial tensile strength distribution of bolts in roadway under goaf floor with combined support scheme

图10 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道锚索轴向拉拔强度分布Fig.10 Axial tensile strength distribution of roadway anchor cable under goaf floor with combined support scheme

图11 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道金属支架构件承载强度分布Fig.11 Bearing strength distribution of metal support components in roadway under goaf floor with combined support scheme

对14-2 号煤层集中巷采取主被动联合支护技术措施后，在采空区煤柱下方位置的巷道围岩垂直变形量为顶板57 mm，底板59.5 mm，巷帮水平移近变形量为83 mm；在采空区下方位置的巷道围岩垂直变形量为顶板8 mm，底板10.4 mm，巷帮水平移近变形量为35 mm。综合分析得出，锚杆锚索主动支护对近距离、多煤柱条件下的巷道围岩变形控制稳定作用效果有限，其中被动支护通过较大刚度的支承和约束，进而实现对巷道围岩的变形控制；但同时锚杆锚索主动支护通过对巷道破坏围岩的锚固和悬吊作用，辅助起到强化破碎围岩的承载作用，进而与被动支护共同对采空区底板巷道围岩控制稳定发挥作用。采空区底板下方巷道围岩垂直位移分布、水平位移分布如图12 ～图13 所示。

图12 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道围岩垂直位移分布Fig.12 Vertical displacement distribution of surrounding rock under goaf floor with combined support scheme

图13 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道围岩水平位移分布Fig.13 Horizontal displacement distribution of surrounding rock of roadway under goaf floor with combined support scheme

4.2 工业实践支护效果反馈分析

如图14 所示，现场采取十字布点法对巷道围岩的变形情况进行观测，在采空区煤柱下方位置的巷道围岩顶底板的移近变形量为180 ～240 mm，两帮移近量为80 ～100 mm，在采空区下方位置的巷道围岩顶底板的移近变形量为20 ～23 mm，两帮移近量为18 ～20 mm。工业实践支护效果反馈认为，主被动支护具有较大刚度的支承和约束，进而实现对巷道围岩的变形控制同时起到了对巷道破坏围岩的强化承载效果，实现了对近距离、多煤柱条件下的西二盘区14-2 号煤层集中巷围岩稳定性控制作用，西二盘区14-2 号煤层3 条集中巷的支护控制效果较好，达到了预期使用要求。

图14 联合支护方案作用下的采空区底板下方巷道围岩变形监测Fig.14 Surrounding rock deformation monitoring of roadway under goaf floor with combined support scheme

5 结 论

（1） 近层间距、多煤柱条件下采空区底板应力环境大致分为2 类，即采空区煤柱下方的采动应力集中区和采空区下方的采动应力降低区，且二者交替分布，不同部位的不同地应力环境导致巷道矿压显现特征存在差异明显。

（2） 在采空区煤柱下方的采动应力集中区，水平应力明显低于垂直应力，但总体应力环境相对很高，这导致巷道围岩受力破坏程度相对严重，在采空区下方的采动应力降低区，水平应力高于垂直应力，但总体地应力环境相对较低，巷道围岩受力破坏程度相对较轻。

（3） 由于巷道布置距离上覆采空区底板较近，上覆采空区的底板采动破坏在巷道围岩应力重分布的影响与近距离的巷道顶板破坏存在贯通，这不利于巷道顶板围岩的主动支护作用，因此被动支护相对主动支护的作用更为有效。

（4） 提出西二盘区14-2 号煤层集中巷“锚杆+锚索+金属网+木垛壁后充填+U 型钢支架”的主被动联合支护技术方案；工业实践支护效果反馈表明，主被动联合支护的围岩稳定性控制较好，达到了预期使用要求。