煤巷动压影响下掘进层位及支护选择合理性研究

刘会

摘要：厚煤层沿空掘巷围岩变形破坏机理及其控制一直是国内外采矿及岩石力学界研究的重点和难点，特别是动压影响下的厚煤层沿空掘巷技术及其围岩稳定性控制问题。随着煤炭需求量的稳步增加，煤炭开采强度与广度逐年增加，使得工作面接替紧张，煤炭开采和巷道支护更加困难，对巷道支护技术的要求更高、更苛刻。特别是回采巷道围岩存在夹矸层时，使得动压影响下的厚煤层沿空掘巷技术及其围岩稳定性控制问题更为突出。因此，研究动压影响下的厚煤层沿空掘巷技术及其含夹矸围岩的稳定性控制，已经成为当前急需解决的新的研究课题。

关键词：动压；掘进；支护

当前煤矿掘进在采用沿空掘巷时需要根据煤层和顶板条件，通过观测和试验确定沿空巷道的位置和掘进与回采的间隔时间，在布置和掘进巷道时还需要采取一些措施。沿空掘巷时的区段平巷布置与回采顺序有关，沿空掘巷时采煤工作面接替有两种方式：区段跳采接替和区段依次接替，沿空巷道必须在采空区顶板岩石活动稳定后开始掘进，否则受移动支承压力的剧烈影响，巷道掘进时就需要维修，甚至难以维护。因此，掌握好掘进滞后于回采的间隔时间是十分重要的。恒昇煤业9+10煤准备工作面9302工作面位于9301工作面上阶段，两工作面之间保护煤柱为10m，9302工作面机巷沿9301工作面采空区掘进。由于接替紧张，2020年11月份9301工作面收作结束封闭后，稳定时间3个月后，9302工作面机巷即开始掘进，间隔时间短，沿空掘进巷道压力显现明显，掘进时巷道顶板煤层破碎、片帮，巷道形成后涨帮现象明显，本文从沿空掘进优化支护参数方面进行了分析和论证。

一、沿空掘巷巷道支护技术

迎采动工作面沿空掘巷与传统意义上的沿空掘巷有很大的差别，前者受到上区段工作面开采过程的影响，巷道经历上覆岩层结构调整引起的强烈动压作用，巷道维护要保证上覆岩层破断回转作用下顶板和窄煤柱的稳定性。而后者沿稳定的采空区边缘掘进，巷道基本不受上覆岩层结构调整的影响，巷道维护主要保持浅部围岩的稳定即可。恒昇煤业9302工作面机巷外段、里段掘进基本上包含了迎采动工作面沿空掘巷与传统意义上的沿空掘巷过程。

根据恒昇煤业一采区9102工作面机巷沿空9104采空区掘进技术研究表明，迎采动工作面沿空掘巷主要可以分为2个阶段：①迎采动阶段主要由60 m的超前采动影响带和150 m的滞后采动影响带组成，该阶段巷道围岩变形量与采掘工作面间距离近似呈逻辑斯蒂函数关系；②沿空掘巷阶段由150 m的掘进扰动带和150 m之外的掘后稳定带组成，该阶段巷道围岩变形量与巷道掘进距离基本呈指数函数关系。迎采动工作面沿空掘巷应该在距离上区段工作面 60～80 m停止掘进，采取措施加强支护顶板; 然后滞后上区段工作面 150 m 以上掘进，再次掘进的前150m内，巷道围岩变形速度较大且不断波动，应该着重加强对窄煤柱帮的维护。

二、沿空掘巷的困难

综上所述，9302工作面机巷采用沿空掘巷有两点困难：顶板相对坚硬、底板相对软弱，相邻的9301工作面回采后，稳定时间长，为充分稳定下，巷道围岩将承受较强的采动影响，巷道围岩强度低，极易出现帮部和底板鼓起等现象；另一方面，对于沿空掘巷的巷道支护，不同位置的围岩支护强度不应相同，应该达到全面协调才能维护巷道稳定。

三、动压影响下煤巷围岩变形监测

通过9302工作面机巷里段和外段围岩的动态监测，发现9302工作面机巷里段和外段围岩的变形情况基本相反。

（1）9202工作面机巷里段工作面侧巷帮移近量比采空区侧巷帮移近量要大。由于9202工作面机巷里段掘进时，特别是靠近9301工作面开切眼位置附近，此时距9301工作面回采已有1年以上的时间间隔，9301采空区上覆岩层跨落较为充分，使得9302工作面机巷里段受9301采空区动压影响相对较小。特别是9302工作面机巷采空区侧巷帮煤体受动压影响更小，使得9302工作面机巷工作面侧巷道变形相对采空区侧巷帮变形严重。

（2）9302工作面机巷外段巷道比里段巷道变形严重。9302工作面机巷外段掘进时，其端头位置距9301工作面回采完毕仅3个月，而机巷里段掘进时，距9301工作面回采已有1年以上的时间间隔，使得9302工作面机巷外段受动压影响比较严重，靠采空区侧煤壁变形更为严重，且越靠近机巷外端头变形越严重，这与机巷里段巷道两侧变形情况正好相反。

（3）9302工作面机巷里段与外段掘进过程中围岩变形表明，外段相对里段顶底板和两帮位移量更大，由于外段受动压影响的作用，其中外段在掘进完几天内，巷道两帮和顶底板移近量迅速变大，然后慢慢趋于稳定。而里段掘进后几天，巷道基本不发生变化，仅后期由于巷道围岩应力的重新分布，使得巷道变化量越来越大，越来越迅速，然后趋于稳定，但机巷外段总的变化量大于里段的，机巷外段受动压影响的安全隐患更大。

（4）多点位移计对巷道深浅部位移观测发现，第一种情况是在顶板深1m处位移量比较大，说明该位置出现离层；第二种情况是在顶板深3m处位移量比较大，说明该位置出现离层；第三种情况是在顶板深5m处位移量比较大，说明该位置出现离层。这与顶板窥视仪观测顶板情况正好吻合，在顶板1m的地方出现离层，由于机巷顶板中有泥岩夹矸的存在，产生离层；在顶板3m处，正好是顶煤（岩）和K2灰岩交界位置，该位置容易产生离层；在顶板5m处，是顶板裂隙比较发育的区域，该位置K2灰岩比较破碎，容易离层。

（5）随着9302工作面机巷的掘进，顶板锚索支护强度由小增大，最后趋于稳定，但由于受顶板破碎程度的影响，顶板锚索支护强度提高程度及其快慢，有所不同。帮部锚杆支护强度由小先增大，后降低，最后趋于稳定；这主要由于后期受动压影响机巷围岩局部出现损伤，使得帮部锚杆支护强度下降。

（6）9302工作面机巷顶底板和两帮动态监测表明，了解巷道顶板离层位置，为锚杆、锚索打入巷道围岩合理深度、正确位置提供监测依据；建议9302工作面机巷掘进和9301工作面回采完毕的合理时间间隔应在10个月以上，这样才能有效降低动压对9302工作面机巷掘进的影响，有利于机巷掘进后期的维护。另外，机巷外段掘进时要选择及时支护，避免动压对巷道变形的影响；对于断层、围岩破碎区域，更要加强支护。

四、动压影响下9302工作面机巷施工层位选择

原设计9302工作面机巷成巷后，巷道顶煤厚2.4m-3.0m。实际施工中由于顶煤较厚，厚度大于选用锚杆长度，故顶板锚杆全部打在巷道顶煤中，没有打到其上覆为稳定灰岩层，锚杆对顶煤起不到悬吊作用。

另外，9302工作面机巷顶板选用Φ17.8mm、长度5000mm的锚索，间排距2.0×2.0m，顶板布置2根锚索。成巷后，由于顶煤较厚（2.4~3.0m），锚索仅打在上覆K2灰岩层1.6~2.0m层位处，锚固深度较浅，起不到悬吊作用（2根锚索）。值得注意的，虽然煤层上覆K2灰岩强度较大，但局部裂隙较为发育，在钻孔深度6-7m的层位，探测到破坏裂隙较为发育，出现离层现象。由于锚索锚固力较小，没有锚固到稳定、完整岩层内，使得9302工作面机巷继续向前掘进时，顶板煤（岩）层下沉较大、较快，有区域的巷道顶板下沉量就达到了300mm以上。

顶板下沉量的增大，将进一步引起两帮移近量增大，特别是引起区段煤柱破坏、变形，使得9302工作面机巷工作面侧帮部锚盘崩出，9302工作面机巷煤柱侧帮部也变形严重。同时，由于巷道基本底板为泥岩，局部相变为砂质泥岩，也将引起巷道底鼓。现场局部地段顶板下沉、破碎明显，两帮变形、巷道底鼓也特别大。

为此，巷道施工层位选择调整为：巷道顶板跟9煤底板施工，巷道留顶煤0.8-1.0m。

五、9302工作面机巷支护设计参数优化

9302机巷顶板跟煤顶施工，顶部采用锚梁网索支护，帮部采用锚梁网支护。9302机巷顶板锚杆选用Φ20×2200mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距0.9×0.9m，布置6根锚杆；顶板锚索选用Φ17.8mm的钢绞线，布置2根锚索，间排距为2.0×2.0m，锚索长度不低于5m。9302工作面机巷煤柱侧帮部（南帮）锚杆选用Φ18×1800mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距0.9×0.9m，布置5根锚杆；9302工作面机巷工作面侧帮部（北帮）锚杆选用Φ18×1800mm的玻璃钢锚杆，间排距0.9×0.9m，布置5根锚杆。在采用锚杆、锚索支护的同时，顶板及帮部均采用钢筋梯子梁配合金属网护表。由于考虑冒落拱的高度为4.14m，必须深入灰岩内1.5m以上。因此，顶板锚索长度取h煤+2m，外露长度为0.15-0.25m，且锚索长度必须满足锚入顶板稳定灰岩≮1.5m，否则必须及时加长锚索长度，由于冒落拱高度在4.14m，最后确定锚索长度5m以上，采用端头锚固，与深部围岩充分作用。顶板锚杆长度大于顶煤厚度，全部锚入顶板灰岩中。鉴于巷道两帮胀帮变形量较大，帮部锚杆选用Φ20×2200mm全螺纹锚杆，便于后期刷帮后直接截除多余长度锚杆直接紧固。综上所述，9302工作面机巷支护设计参数优化如下：

（1）顶板仍然选用Φ20×1800mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距、根数不变；

（2）顶板锚索仍然选用Φ17.8mm，间排距为2.0×1.8m、长度不变；

（3）机巷两帮部锚杆选用Φ20×2200mm的全螺纹锚杆，间排距、根数不变。

（4）钢筋梯子梁、金属网不变。

由于受多次采动动压的影响，9302工作面机巷掘进过程中产生一定限度的变形、破坏，属于正常的矿压显现，但其变形量、破坏程度不能过大，否则将会影响后期工作面的正常回采。为了满足工作面安装及回采期间对9302工作面机巷断面尺寸的要求，要求9302工作面机巷掘进净宽不低于5m，净高不低于3.5m，即预留一定的巷道围岩变形量，保证巷道的正常使用功能

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