近距离采空区下回采巷道锚网索支护技术

熊祥林，陈朋磊

(1.平煤股份四矿，河南 平顶山 467000； 2.河南省煤炭科学研究院有限公司，河南 郑州 450001)

近距离煤层开采时，往往采用下行开采的方法，进而导致下位煤层开采时因受上位煤层重复采动使得顶板破碎不稳定[1-3]。此外，近距离煤层下位煤层开采时，因受到上位煤层遗留煤柱以及工作面采动影响，下位煤层巷道在全生命周期中会受到强矿压的影响进而产生难支护、大变形的问题[4-6]。大埋深、高应力近距离下位煤层开采时，强矿压现象更加突出，虽然相关学者已经进行了大量的研究，然而目前近距离下位煤层仍以小距离内错上位煤层煤柱为主，巷道因高应力导致的大变形现象不能较好改善。因此近距离下位煤层巷道合理布置、围岩稳定性控制机理等方面的技术难题亟待解决。

近距离煤层开采与单一煤层开采在覆岩结构、应力传播等方面有着较大的区别[7-8]，目前近距离煤层开采方面还未形成系统的理论，需要进一步深入研究。张杰[9]针对近距离煤层开采过程中容易产生漏顶问题，以311盘区11-2号层工作面为研究对象，改善了工作面布置方式、巷道支护技术，并提出了相关的回采工艺与顶板控制方法。慈忠贞等[10]以实现某矿近距离煤层安全高效开采为目标，针对不同煤层间配采问题，结合矿井单翼采区准备方式，提出了近距离煤层协同开采的多种配套技术，缓解了采掘接替紧张及采动影响程度。张铁刚[11]针对极近距离煤层群空区下开采的问题，提出了应力改变率概念，并将其作为判断下煤层回采巷合理位置的指标，明确了不同地质条件下巷道断面形状及支护方式对巷道维护的影响，并以西曲矿为基础，采用数值模拟得到了合理的巷道布置方式及支护方式。陈喜[12]从定性和定量角度对极近距离煤层进行定义，结合现场实际应用，分析了下位煤层开采期间矿压显现规律及覆岩结构和顶板稳定性特征，并将其应用至下位煤层的安全开采。安平华[13]针对煤峪口矿遗留煤柱下方回采时的强动压问题，采用数值模拟及现场实测的方法，研究了上位煤层中遗留煤柱应力及煤柱底板应力传播规律。

本文采用数值计算的方法对己16-17-31020工作面运输巷的不同支护参数的控制效果进行模拟分析，结合巷道的实际生产条件，最终明确了巷道的支护参数。

1 工程概况

图1 巷道空间位置关系Fig.1 Roadway spatial position relationship

2 巷道控制原则与技术

2.1 巷道控制原则

基于深部近距离下位煤层巷道的受力与变形特征，提倡遵循以下巷道支护原则[14]。

(1)支护方式应适应深部近距离下位煤层埋深大、高应力及破碎围岩的特殊地质条件，确保“支护体—围岩”结构的完整性，防止围岩出现大面积破碎失稳。首要考虑的是具备抵抗高应力、能够大变形的支护构件，其次需要支护结构的强度、变形极限与围岩相适应，为“适应性原则”。

(2)选取支护结构及相关参数时，需要将其与巷道围岩当作一个整体，从而使得支护体与围岩能够产生同步的变形与提供承载力，进而确保巷道的整体稳定性，为“整体性原则”。

(3)巷道形状、岩层性质、受力环境不同均会巷道产生不同的影响，进而产生容易变形失稳的关键部位。因此，在选择支护方案之前需要把该影响因素考虑在内，找出相应的薄弱部位，进行特殊加强支护，为“关键部位加强支护原则”。

(4)深部近距离下位煤层巷道在全生命周期中极大可能出现围岩大变形，既要考虑相关的加固技术，也要考虑对巷道预留一定能力的变形量，为“预留变形原则”。

2.2 巷道控制技术

深部近距离下位煤层巷道的控制技术主要包含以下几点。

(1)岩体加固技术。深部巷道稳定过程中围岩是主要的支护承载结构，由于深部巷道应力高等原因，只有有效提高围岩的自身承载能力才可以保证其稳定性。而采用岩体加固技术，如锚杆、锚索和注浆技术能够有效提高围岩自身的承载力，进而更好地保证煤炭安全高效开采。

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(2)联合支护技术。岩体加固与岩体支护技术各自具有独特的适应性和优点，对于复杂条件下巷道往往采用“锚喷、锚索、锚注相结合”为主、被动支护为辅的支护技术能够取得很好的效果，这种岩体加固与岩体支护技术一起联合使用的技术称为“联合支护技术”。

基于己16-17-31020工作面运输巷的生产条件、控制技术的适用性与优缺点，本文认为以锚网索为主的岩体加固技术能够有效解决高应力、受重复采动影响大家近距离下位煤层巷道的大变形问题。

2.3 锚网索控制机理

锚网索支护技术作为主动支护，可以在支护初期提供一定的初撑力，使得巷道围岩三向受力，提高围岩自身的强度，从而达到稳定控制的目的。而近距离煤层下位巷道因受到上位煤层采动影响，表现出顶板破碎、强矿压、大变形等现象，锚网索支护能够对围岩结构面离层等起到抑制作用，能够较好地控制该类巷道的稳定。锚网索支护的支护机理主要体现在以下几点。

(1)锚杆支护能够有效控制围岩的离层、新裂纹产生等破坏，保证围岩完整性，使其成为主要承载体。锚杆与围岩共同组成承载结构，抑制承载结构外岩层离层，优化围岩的应力分布。

(2)锚杆预紧力在巷道支护中具有重要的作用，与托盘、钢带、金属网等结合能够使得预紧力作用到更大范围的围岩中，锚杆预紧力施加越大、越及时，锚杆的支护系统刚度就越大，围岩强度就越高。

(3)锚索的控制作用主要体现在2个方面。①将锚索与深部围岩组成一个整体，提高围岩稳定性；②锚索能够为围岩提供较大的预紧力，与锚杆共同构成骨架结构，保证围岩稳定。

3 围岩控制模拟分析

己16-17-31020工作面运输巷位于采空区下方，巷道围岩应力复杂且破碎。因此，提出3种支护方案，并采用数值模拟分析不同支护方式下巷道围岩应力及变形分布特征，最终确定己16-17-31020工作面运输巷合理支护方案。

3.1 模型建立及模型方案

(1)几何模型。以平顶山某矿己16-17-31020工作面运输巷的工程实际条件为原型，采用FLAC3D建立如下数值模拟(图2)，模型长410 m，宽300 m，高120 m，对研究的巷道周围进行加密处理，模型共划分330 786个节点，287 000个单元，模型四周限制水平位移，底部采用固支约束，上部施加21.55 MPa垂直应力代替模型顶部上覆岩层，模型采用摩尔—库仑本构模型进行计算。模型中部剖面如图2所示，图2显示了己16-17-31020工作面和己15煤层工作面之间的空间关系。

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

(2)边界条件。己15煤层与己16煤层研究区域工作面已经确定，模型变量为巷道外错距离，各方案边界条件一致。其中，己15煤层煤厚1.5 m，己16-17煤层煤厚3.6 m，己16-17-31020工作面覆岩厚度为770～980 m，于模型上部边界施加覆岩应力19.40 MPa，侧面施加水平应力为6.47 MPa。

(3)材料本构及物理力学参数。煤岩层所用本构模型为摩尔—库仑模型。

(4)取己15煤与己16-17煤层最小间距8 m，结合矿方施工方案，下位煤层巷道确定采用外错式布置，且错距为25 m，现提出以下3种巷道支护方案，3种方案均为锚杆索支护，具体方案见表1，各方案对应模型如图3所示。

表1 不同支护模拟方案Tab.1 Different support simulation schemes

(5)下位煤层巷道应力及位移测点布置。为研究巷道受采动影响，于巷道周围布置4条应力监测线和4条围岩变形监测线，如图4所示。

图3 数值模拟各方案模型Fig.3 Numerical simulation of each scheme model

图4 巷道围岩测点布置Fig.4 Layout of measuring points for roadway surrounding rock

3.2 模拟结果分析

(1)巷道围岩应力变化规律。对己15-31020工作面运输巷掘进后下位煤层巷道顶底板垂直应力及两帮水平应力进行监测，不同支护方案下巷道围岩垂直应力分布特征如图5所示。

图5 不同支护条件下巷道围岩垂直应力分布Fig.5 Vertical stress distribution of roadway surrounding rock under different supporting schemes

由图5可知，不同支护方案下巷道围岩水平应力分布特征不同，其中方案1、方案2、方案3支护方式下巷道表面最大垂直应力分别为7.61、7.67、9.03 MPa，即支护方案1垂直应力最小、支护方案3垂直应力最大。

不同外错距离时己15煤层工作面开采完后巷道围岩水平应力分布如图6所示。

由图6可知，不同支护方案下巷道围岩水平应力分布特征不同，其中方案1、方案2、方案3支护方式下巷道表面最大水平应力分别为8.83、12.56、14.37 MPa，即方案1水平应力最小、方案3水平应力最大。

提取测线上巷道顶底板垂直应力和两帮水平应力数据，经处理得到下位煤层回采巷道不同支护方案下应力的分布特征。绘制应力分布曲线，如图7所示。

图7 不同支护条件下围岩应力分布曲线Fig.7 Stress variation curve of surrounding rock under different supporting schemes

由图7可知，不同支护条件下巷道围岩的应力分布特征不同。其中方案3支护下巷道顶板垂直应力最大、方案1支护下巷道顶板垂直应力最小，2种方案的垂直应力分别为23.94、17.41 MPa；而方案3支护下巷道底板垂直应力最大、方案1支护下巷道底板垂直应力最小，2种方案的垂直应力分别为22.83、13.14 MPa；方案3支护下低帮巷道水平应力最大、方案2支护下低帮巷道水平应力最小，2种方案的水平应力分别为22.61、15.92 MPa；方案3支护下高帮巷道水平应力最大、方案1支护下高帮巷道水平应力最小，2种方案的水平应力分别为27.32、15.68 MPa。

(2)巷道围岩表面位移变化特征。不同支护条件下巷道围岩变形分布曲线如图8所示。

图8 不同支护条件下巷道围岩变形分布曲线Fig.8 Deformation curve of roadway surrounding rock under different supporting schemes

由图8可知，不同支护方案下巷道围岩变形量不同。其中,方案1支护下巷道围岩变形量最大、方案3支护下巷道围岩变形量最小，方案1支护下巷道顶板、底板、高帮、低帮位移量分别为92、43、116、65 mm,方案3支护下巷道顶板、底板、高帮、低帮位移量分别为58、36、69、53 mm。

由上述研究可知，方案1支护下巷道位移量最大，方案3支护下巷道位移量最小，且方案3条件下巷道顶底板、两帮变形量分别为94、122 mm，认为采用支护方案3时能够较好控制巷道围岩变形。

4 结论

(1)对比不同巷道支护方式的优缺点，确定了高强锚网索支护方式，揭示了该支护方式下支护系统与围岩组成整体以及抑制围岩离层等的支护机理，提出了3种主动支护方案，采用数值计算软件对支护参数进行了分析，确定了合理的支护参数。

(2)分析结果表明，采用支护方案3(顶板间排距为1 200 mm×1 600 mm的φ22 mm×6 500 mm预应力锚索+顶板间排距为700 mm×800 mm的φ22 mm×2 600 mm高强预应力锚杆+两帮间排距为750 mm×800 mm的φ20 mm×2 400 mm高强预应力锚杆)时，巷道围岩的变形程度最小。该支护参数下巷道顶底板、两帮变形量分别为94、122 mm，相比方案1，支护3方案支护下顶底板、两帮变形量分别降低41、59 mm。