极近距离煤层下位煤层回采巷道分段支护技术研究

极近距离煤层下位煤层回采巷道分段支护技术研究

郭贺虎

（淮北矿业股份有限公司朱庄煤矿  安徽淮北  235025）

摘 要：以朱庄煤矿Ⅲ42上1工作面区段运输平巷为工程背景，采用理论分析及现场实测等技术手段，提出了Ⅲ42上1工作面区段运输平巷分段支护原则，确定了根据回采巷道不同的层间距下分段支护方案及支护参数，依据现场巷道位移长期观测保障了良好的支护效果，对类似条件下的煤层开采具有一定的参考价值和指导意义。

关键词：近距离煤层；上行开采；回采巷道；分段支

引言:我国近距离煤层储量丰富且赋存条件复杂，受开采工艺影响，多数矿井采用下行式开采。为满足我国工业经济的稳步发展，延长近距离煤层矿井服务年限，开采下位煤层已成为当前多数矿井的主要目标。受上位煤层工作面采动影响，下位巷道开采前顶板的完整性已受到上覆煤层开采的损伤破坏，且由于工作面地质构造存在褶皱弯曲，下位煤层与上位煤层层间距起伏不定，使得极近距离下煤层回采巷道支护成为生产中的一个突出问题。以朱庄煤矿Ⅲ42上1工作面区段运输平巷为研究对象，通过上覆煤层采动期间对下位巷道顶板完整性破坏分析，及上位煤层与下位煤层层间距之间影响，采用单一锚网索支护形式已不再满足Ⅲ42上1工作面回采巷道支护要求，需依据下位巷道顶板完整性破坏强弱及层间距的大小，对回采巷道提出一种新的巷道支护体系。

1.工程背景

根据Ⅲ42上1工作面综合柱状可知，上位3#煤层和下位4#煤层层间距在3.74～11.8m，平均间距6.50m，（如图1所示）属于极近距离煤层。上位3#煤层已回采的工作面相邻采空区遗留煤柱边缘地带易产生应力集中，给下位4#煤层工作面回采巷道支护带来较大困难。

2.围岩支护理论

煤矿巷道围岩稳定性对矿山安全生产具有重要意义，随着技术的不断发展，煤矿支护方式逐渐改变，被动支护逐渐被主动支护代替，主动支护又以锚杆支护为主，上世纪锚杆支护问世以来，锚杆支护应用范围开始扩大。从最开始岩石锚杆、土锚杆逐步发展为现如今的全螺纹锚杆、玻璃钢锚杆。被动支护方式主要有木支护、砌碹支护、型钢支架支护、可缩性支架支护等，其中可缩性支架支护应用最广泛、最有影响力。国内外学者通过理论分析、数值模拟、工业性实验等一系列研究方法对煤矿巷道支护深入探究，取得了诸多成果，提出了并在生产实践中起到积极的指导作用，比较具有代表性的有：（1）悬吊理论。悬吊理论认为，巷道经过开挖，其内部的应力状态会改变，原有的稳定岩体因应力改变，内部裂隙张开，块体切割出现破碎，出现不稳的岩块，在巷道围岩的一定范围内，应当存在具有稳定岩层或是稳定岩层结构，将锚杆锚固于稳定岩层或稳定岩层结构中，下部破碎岩体通过锚杆的作用将自身重量荷载传递到深部稳定岩层中，锚杆杆体充分发挥自身抗拉的能力传递荷载［2］。（2）锚注理论。在软岩条件下，围岩受到严重破坏时，刚性支护不再使用，而是通过注入附加的浆液使用锚杆，从而改变围岩松软程度提高围岩整体性能和强度［3］。（3）围岩破坏范围理论。开挖巷道后，巷道周围围岩应力发生重新分布，破坏了岩层的原始应力平衡，并在发生应力集中现象。因此部分围岩由弹性状态转变为弹塑性状态。当巷道围岩所受应力超过围岩强度，巷道内壁裂隙开始发育，并向围岩深部发展，围岩应力同样向深部转移，最终达到三向应力平衡状态。这时，巷道围岩松散破碎区域称为围岩破坏范围。

3.分段支护依据

3.1巷道顶板概况

根据朱庄物理力学参数测试、现场钻孔窥视探测以及上位煤层底板破坏理论计算可知，处于上位的3#煤层开采引起的底板破坏深度为最大为1.93m，上下两煤层层间距范围在3.74～11.8m之间，两煤层层间距平均为6.5m。根据地质测孔得知，间隔层厚度不同，其整体损伤程度也随之不同，致使下伏巷道围岩稳定性控制难易程度不同，为了有针对性的进行下伏煤巷围岩稳定性控制，有必要对层间距变化幅度较大的下伏煤巷顶板结构进行分类，所以下煤层巷道支护当依据顶板类型分段支护。以Ⅲ42上1工作面的区段运输平巷为例。区段运输平巷靠近机联巷段，上下煤层间距平均为9m，巷道顶板围岩垂直应力较小，围岩松动范围小，巷道顶板较完整。区段运输平巷靠近开切眼段，上下煤层间距平均为6m，受上部煤层遗留煤柱影响，巷道顶板围岩垂直应力较高，顶板裂隙发育，围岩松动范围较大。

3.2分段支护原则

（1）根据层间距的不同，对处于不同区域的顶板采取相应的支护措施；（2）当层间距小于7m时，顶板裂隙发育程度较高，此时主动支护无法充分发挥围岩的主动承载能力，因此应采用架棚支护；（3）当层间距大于7m时，顶板岩层较完整，巷道围岩强度较高，此时应采用主动支护提升巷道围岩自身承载能力。现根据朱庄煤矿具体地质情况，结合巷道顶板分类，将Ⅲ42上1工作面区段运输平巷划分为Ⅰ、Ⅱ两个分区。其中，分区Ⅰ长度为306m，上下煤层间距平均为9m；分区Ⅱ长度为44m，上下煤层间距平均为6m。区段运输平巷分区具体情况如图2所示。

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4.Ⅲ42上1工作面区段运输平巷支护方案

针对Ⅲ42上1工作面区段运输平巷两种顶板条件，通过极限平衡理论、悬吊理论、组合梁理论和压力拱理论等理论方法，并结合围岩破坏范围实测结果，采用工程类比法，初步确定了回采巷道分段支护方式及支护参数。

4.1 区段运输平巷分区Ⅰ支护方案

当处于区段运输平巷分区Ⅰ时，巷道顶板岩层遭到损伤破坏，裂隙发育程度较高，因此采用“锚网索”联合支护。顶锚杆长度为2400mm，帮锚杆长度为2400mm，锚杆间排距为800mm×800mm，锚索长度为6300mm，锚索间排距为1700mm×1600mm。支护断面如图3所示。

4.2 区段运输平巷分区Ⅱ支护方案

当处于区段运输平巷分区Ⅱ时，巷道顶板较为完整，围岩较为稳定，因此采用采用“架U29型棚”支护方式。棚距800mm。支护断面如图4所示。

5.巷道围岩变形现场监测

5.1 区段运输平巷测站分布

在Ⅲ42上1区段运输平巷靠近切眼段每隔40m布置一个测站进行位移观测，共12个测站，测站布置如图5所示。

（1）锚网索支护巷道段（1号测站）。Ⅲ42上1区段运输平巷锚网索支护段选取1号测点进行观测。巷道围岩变形情况如图5所示。在第一阶段（1～10天内），1号测站巷道围岩变形增大；在第二阶段（60～65天），巷道变形较小，巷道变形量基本稳定；在第三阶段（120～125天）以后，巷道变形量基本不变。

（2）架棚支护巷道段（2号测站）

Ⅲ42上1区段运输平巷锚网索支护段选取2号测点进行观测。巷道围岩变形情况如图6（1）所示。

在第一阶段（1～5天），巷道基本无变形；第二阶段（6～15天），巷道变形量较大；在第二阶段（61～65天），巷道变形量趋于稳定，在第三阶段（120～125天），巷道变形量基本不再增加。

巷道表面位移实测结果表明，采用分段支护方案后，区段运输平巷锚网索支护巷道段顶板变形量最大为15mm，两帮变形量最大为43mm。区段运输平巷架棚支护巷道段顶板变形量最大为180mm，两帮变形量最大为180mm。区段运输平巷围岩整体变形量在可控范围内，可为Ⅲ42上1工作面安全高效回采提供保障。

结语：（1）以朱庄煤矿Ⅲ42上1工作面区段运输平巷为工程背景，研究了煤层顶板不同层间距下巷道分段支护原则，从支护难易程 度和便于现场支护可操作考虑，提出了将回采巷道分为2段进行支护的方案。（2）Ⅲ42上1工作面区段运输平巷分段支护方案现场实测分析表明，分段支护方案能够有效控制Ⅲ42上1工作面区段运输平巷围岩的变形量和破坏程度，在一定范围内可以取得良好的支护效果。

参考文献：

[1]郝相应.近距离下位煤层开采矿压显现规律及控制研究[J].煤炭工程，2022

[2]王一立，范留军传统悬吊、组合拱理论与松动圈理论联系差异探究[J].科技视界，2015

[3]沈绍学，锚杆支护理论探析[J].科技创新导报，2008

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