采空区回采巷道掘进支护技术研究

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摘要：以30903运输巷掘进为背景，对支护重点进行分析，并提出采用锚杆网、钢架棚相结合方式控制围岩。依据现场实际条件，确定围岩支护方案并进行现场应用。结果表明，围岩支护后顶底板、巷帮变形量均在163.60mm、81.33mm以内，同时钢架棚未有明显变形，取得较好围岩支护效果。研究成果可为其他矿井类似情况下采空区下回采巷道围岩控制提供经验参考。

关键词：复杂地质；巷道掘进；采空区；破碎顶板；架棚支护

随着矿井采掘深度增加，开采煤层赋存条件更趋复杂，给煤炭开采以及回采巷道掘进等均带来一定制约[1-3]。部分矿井开采煤层为近距离煤层群，如河南平顶山、山西大同、贵州六盘水、山东新汶等，开采时上覆煤层回采完毕后往往会导致煤层底板裂隙发育，从而给下覆煤层回采巷道掘进、采面顶板控制等带来影响[4-5]。当复杂地质条件下回采巷道位于近距离煤层群采空区下覆施工巷道时，巷道掘进以及支护期间面临顶板冒落、围岩控制难度加大等问题[6-7]。

1工程概况

山西某矿现阶段回采时间已超过45年，矿井井田面积为15.98m2，设计产能280万t/年。矿井井田范围内可采煤层包括有2-1、2-2、7号、9号、11号等多层煤层，煤层间距一般在15~30m间，部分区域煤层间距在10m以内。随着矿井开采时间增加，现阶段浅部的2-1号、2-2号煤层已基本回采完毕，生产逐渐向7号、9号煤层转移。7号煤层与9号煤层为近距离煤层区，内层厚度分别为3.8m、2.5m，顶底板岩性以粉砂岩、泥岩等为主，煤层间间距平均为15m，在局部范围内煤层间间距缩小至5m。7号开采完毕后，导致9号煤层顶板岩层裂隙发育、顶板破碎，回采巷道在7号煤层采空区下掘进时面临较大困难。30903运输巷涉及掘进长度1203m，根据已有地质资料显示，巷道掘进会揭露断层、小型陷落柱等构造，为确保巷道围岩稳定，提出采用锚网索+工字钢架棚方式支护围岩。

2围岩支护技术

2.1围岩支护重点分析

30903运输巷顶板与上覆7号煤层采空区间间距较小，7号煤层开采后导致巷道顶板岩层裂隙发育，加之地质构造影响，局部区域巷道顶板破碎严重。巷道围岩支护时需要重点注意顶板管理、掘进初期管理以及淋水影响。1）强化顶板管理。当30903运输巷掘进遇到顶板破碎且漏顶较为严重区域是，可采用马丽散对顶板破碎岩层进行加固，并对潜在的漏顶区域进行充填；采用钢架棚、高强锚杆（索）强化围岩支护，降低围岩变形量。2）强化掘进初期支护强度。在巷道完成初期掘进后，要及时给围岩足够初期支护强度，将巷道初期围岩变形控制在一定范围内。通过强化初期支护，避免破碎围岩或者承载结构失稳导致巷道需要频繁修整问题。3）注意淋水影响。经过超前探测，发现7号煤层局部位置存在一定积水，积水量整体较小不会导致掘进期间出现突水问题，但是少量积水会从顶板裂隙淋水，从而弱化围岩性质、支护体系承载能力以及稳定性等。因此，在巷道掘进以及围岩支护期间应强化淋水问题控制。

2.2围岩支护方案设计

30903运输巷围岩支护面临的主要问题是围岩破碎，钢支架、砌碹等支护方式均可增强支护结构表面强度，降低围岩变形量；采用喷浆、壁后充填等方式可改善支架受力；锚杆、锚索等主动支护技术可充分利用围岩自身稳定性及承载能力；注浆可改善围岩力学性质，将破碎围岩胶结为结构相对完整整体文中结合以往施工经验，从施工成本、围岩控制效果以及施工效率等方面出发，提出主动、被动支护相结合支护方案，即采用钢架棚对破碎围岩巷道表面提供强支护，锚杆、锚索支护降低围岩变形量。30903运输巷为梯形断面，净高2.2m，巷道断面上宽、下宽分别为2.8m、3.6m。巷道具体支护策略：采用高强锚杆、金属网控制浅部破碎岩体变形，提高巷道顶板岩体稳定性；采用钢架棚给巷道表面岩体较强的支护强度，避免巷道围岩出现整体失稳、垮落等情况。具体支护设计见图1所示。巷道顶板采用螺纹钢锚杆（Φ22mm×2200mm）支护，每排布置4根，按照800mm×1000mm间排距布置锚杆，靠近巷帮位置的两根锚杆外插15°，中间2根锚杆垂直顶板布置；顶锚杆配套使用方形托盘（120mm×120mm×8mm）护表，配合使用的金属网网片采用8号钢丝编织而成。巷道两帮每帮布置2根锚杆（Φ22mm×2200mm）锚杆间排距均为1000mm，巷帮上下2根锚杆与顶板、底板间间距分别控制在600mm，使用与顶板一致的金属网进行护表。钢架棚采用11号工字钢，架设棚距为1000mm，顶部及巷帮架棚采用圆木背实，以便给巷道表面岩体提供较强的支撑力。

3围岩控制效果分析

在30903运输巷内布置测点对围岩支护效果进行分析，其中1号测点距掘进迎头10m、2号测点距掘进迎头50m，在测点内对围岩变形（顶底板、巷帮变形量）、支架变形进行监测。具体布置的测点内围岩变形监测结果见图2所示。从图2看出，2个测点中巷道围岩变形规律相近，在监测初期（监测一周内）围岩变形量增加速度较快；后随着支护时间增加，围岩变形量逐渐趋于稳定，其中1号测点顶底板、两帮变形量分别稳定到163.60mm、81.33mm，2号测点顶底板、两帮顶底板、两帮变形量分别稳定到158.60mm、76.69mm。通过监测发现，30903运输巷采用文中所述支护方案时，顶底板、两帮最大变形量占巷道断面尺寸分别为7.4%、2.4%，围岩变形量整体较小，可满足后续通风、行人以及运输等需求。2个测点发现支护采用的钢架棚基本未出现变形，同时顶板破碎岩体未出现冒落问题。综合监测结果判定，采用的支护方案可满足围岩控制需要，可确保巷道使用安全。

4结论

30903运输巷在7号煤层采空区下方掘进，受到上覆煤层采动以及地质构造等综合影响，运输巷顶板岩体破碎，巷道掘进过程中面临较大的顶板岩层冒落、围岩变形量大以及控制困难等问题。根据以往围岩支护经验并结合现场实际情况，提出采用钢架棚、高强锚杆、金属网相结合方式对围岩进行控制，并具体给出围岩支护参数。现场应用后，布置测点对30903运输巷围岩变形量以及钢架棚变形情况进行监测，发现巷道围岩变形整体较小，钢架棚未变形，可为巷道后续使用创造良好条件。

参考文献

[1]冯琦勇.西曲矿近距离煤层采空区下巷道支护的优化[J].山东煤炭科技，2021，39（9）：62-64.

[2]魏建坤.采空区下底板岩层变形破坏机理与巷道围岩控制技术[J].山东煤炭科技，2021，39（8）：46-48.

[3]王春森，郑茂慧.大断面沿空掘进巷道窄煤柱内裂隙演化规律分析[J].中国矿山工程，2021，50（4）：9-12；28.

[4]程兆辉.高强锚注支护技术在破碎围岩巷道围岩控制中的应用[J].中国矿山工程，2021，50（4）：74-76.

[5]苗伟杰.木瓜矿近距离采空区下无煤柱沿空掘巷围岩稳定控制研究[J].煤矿现代化，2021，30（4）：39-41；38.

[6]程兆辉，王春森.破碎围岩巷道注浆加固技术研究[J].中国矿山工程，2021，50（3）：30-32.

[7]李世勇.近距离煤层采空区下动压回采巷道合理布置研究[J].煤矿现代化，2020（4）：11-14；17.

作者：王晋 单位：汾西矿业正城煤业