近距离煤层采空区下综掘巷道顶板支护技术

摘要：阐述了该矿区地质概况，介绍了近距离煤层采空区下巷道掘进过程中的动压特征和高应力作用下的支护措施，并结合现场实际情况及时调整生产工艺和支护措施，总结出了近距离煤层采空区下掘进及围岩控制的一些技术经验。

关键词：近距离煤层 顶板支护 技术经验

1 概述

本矿3#煤资源已经枯竭，作为潞安集团最早的一个矿井，近年来致力于下组煤的开采，井田内下组煤可采煤层为15-1和15-3，煤层赋存稳定，平均厚度分别为1.12米和1.52m，为近距离薄煤层，层间距极不稳定，平均为4.83m。层间还有一层15-2煤层，平均厚度为0.43m，15-3煤层顶板为泥岩，层理、节理。裂隙发育，局部顶板为风化软岩，稳定性差，掘进和回采时顶板不易维护，易发生顶板事故。

2 采区地质概况

井田位于沁水煤田的东部边缘，井田内地质构造简单，地层走向近南北，向西倾斜。总体以宽缓的向斜、背斜为主。地层倾角较平缓，一般3°～6°。

15-1煤层直接顶：为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，薄层状，厚度2.67～5.19m，平均厚3.70m。性脆，砂岩中波状层理发育，普氏系数1.9，属软岩。老顶：一般为石灰岩，灰色，中厚层状，厚度2.20～17.95m，质硬，垂直裂隙发育，局部有小溶洞，普氏系数6.3～8.2，属坚硬岩石。直接底板：岩性为泥岩，深灰色～灰黑色，薄层状，厚度0.46～8.44m，含植物化石，性脆，致密，有节理，属半坚硬岩石。

15-3煤层直接顶板：岩性为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，薄层状，厚度0.53～5.71m，含植物化石，性脆，有节理，属软岩。直接底板：岩性为泥岩，岩相及厚度变化较大，深灰色～灰黑色，薄层状，含植物化石，厚度0.00～5.90m，普氏系数2.0～2.3，属软岩石。老底：岩性为中粒砂岩，岩相及厚度变化较大，灰色，薄层状，含植物化石，厚度0.80～9.50m，普氏系数3.7，属半坚硬岩石。

该采区为低瓦斯，最大相对瓦斯涌出量为9.26 m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为17.54m3/min；无瓦斯和二氧化碳突出倾向，煤尘具有爆炸性危险，具有自燃倾向。

3 采区巷道及工作面巷道布置

3.1 采区巷道

3.1.1 采区巷道布置

725水平北翼采区为三巷联合布置，分别为725水平回风巷、725水平轨道巷、725水平胶带巷，其中725回风巷2081m，725轨道巷1623m，725胶带巷1375m。其中725胶带巷断面为4400mm×3000mm，轨道巷断面为4900mm×3850mm，回风巷断面为4200mm×3000mm。采区左翼设计3个工作面，采区右翼设计了2个工作面，其中一个为15-3煤层工作面，即15302工作面顺槽走向长1710m，倾斜长180m，两条顺槽巷道为矩形断面，断面大小为4200mm×2400mm，切眼断面为6000mm×2400mm。

3.1.2 采空区下巷道掘进及维护设计

15302工作面顺槽巷道均沿15-3层顶板掘进，胶带顺槽在上层15102工作面采空区下掘进，，15302轨道顺槽采用外错式在煤柱中掘进，支护形式为锚杆、锚索联合支护，工作面巷道非采面帮挂金属网，采面帮挂尼龙网。

基本参数如下: 胶带顺槽采11#矿用工字钢架棚支护，棚距为1000mm，两帮背三根刹杆，间距为600mm，顶背八根刹杆，间距为500mm。

轨道顺槽锚网支护：工作面非采面帮及顶板锚杆采用Ф20－M22－2000mm左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆；工作面采面帮锚杆为Ф20－M22－2000mm高强度玻璃钢树脂锚杆；间排距为900m×1200m，金属菱形网规格1000mm×9600mm，10＃铁丝编制，网孔规格（mm）：40×40。顶部上钢筋托梁，采用Φ14钢筋焊接而成，宽度70mm，长度3.8m。锚索采用Ф18.9－7300mm钢绞线， 锚索托板为300mm×300mm×6mm高强度钢板，锚索为单排布置，位于巷道顶板正中，间距为3600mm。

3.2 工作面顺槽巷道掘进及矿压分析

3.2.1 巷道掘进

由于15-3煤层与15-1煤层属近距离煤层，平均间距为4.83米，且层间距极不稳定，胶带顺槽布置在采空区下，上层采空区已形成近两年时间，采空区压力已经稳定，掘进中压力显现不明显，局部由于层间距较薄，出现顶板塌透，与采空区联通，造成工钢棚压力显现，为防止塌透点漏风，引起采空区煤层自燃，已采取喷浆措施。轨道顺槽布置在煤柱内掘进，掘进时压力显现明显，在15302轨道顺槽采面帮部分玻璃钢锚杆折断，巷道片帮严重，玻璃钢锚杆失效多，顶板压力大，局部出现顶板下沉，最大下沉量搭300mm，巷道底板出现底鼓现象，底鼓量最大达300mm。

3.2.2 矿压规律及支护形式分析

巷道顶板破坏的主要原因是:煤柱内围岩应力集中程度高，在巷道开掘后，破坏了围岩的稳定性，围岩由原来的三向应力状态变为双向应力，岩层产生塑性压缩变形破坏，垂直方向的变形与碎胀扩容引起岩层的弯曲下沉。软弱夹层的存在造成顶板容易产生松动和破坏范围的延伸，导致局部顶板下沉。

我矿近距离煤层采空区下巷道压力显现原因分析:

①15302轨道顺槽采面帮失效支护多，巷道片帮严重，主要原因是玻璃钢锚杆的锚固力小，仅为60KN，当巷道压力增大时，不能有效满足支护要求。

②15302轨道顺槽在煤柱中掘进，由于上覆15-1煤层15102工作面已回采，15302轨道顺槽巷道左帮处在煤柱集中高应力的作用下，巷道出现强烈来压。围岩的绝对位移量较大；在煤柱高支承压力的作用下回采巷道一定深度的底板岩层受到拉应力的作用产生离层，抗弯刚度降低，由于两帮煤体在支承压力作用下向巷道内移动，同时产生水平应力，相对完整的底板被压曲破坏，产生褶皱性底鼓，如果底板节理裂隙较发育则会产生沿裂隙面滑移，产生挤压流动性底鼓。

③在15302轨道顺槽掘进至材料宽断面处，巷道出现明显的压力，导致巷道变形严重，巷道失效增多，巷道顶板开始出现离层现象，主要原因是由于宽断面处断面增大为4800mm×2400mm，巷道跨度增大，加之施工过程中质量控制不到位，造成了巷道出现明显变形。

3.2.3 采取的安全技术措施

①为了提高巷道顶板的稳定性，在15302轨道顺槽采取了复合支护形式，即锚索加工钢棚联合支护，顶板每两米打设一排锚索，每排两根，间距为2米，并架设工字钢棚，棚距为0.6米。

②为了解决帮锚杆拉断、失效，巷道片帮问题，将15302轨道顺槽采面帮玻璃钢锚杆更换为高强度螺纹钢锚杆，锚固力达到130KN，使锚杆支护系统刚度大大增强，有效地控制了巷帮变形。

③通过以上支护工艺变更后，巷道维护虽得到了一定改善，但由于15-3煤层顶板层理、节理、裂隙发育，稳定性差。为此，在试验的基础上，在顶板支护采取锚索加强的基础上又补打一排锚杆，间距为0.9米，排距为2米，形成锚杆、锚索交叉，主动与被动支护联合的方式加强顶板管理。

④采用锚网梁索加工字钢棚联合支护形式，基本能保证有效地控制顶板下沉，控制了巷道里帮片帮变形，但高应力集中还是会通过巷道弱面向巷道空间内进行释放， 在底板较完整段会出现轻微的两帮移近，在底板较松软时则会出现较为明显的底鼓。

⑤在15302轨道顺槽后续的掘进过程中，出现工钢棚轻微变形处，及时沿巷内掘进皮带打设一排点柱，出现失效支护及时更换、修复，并严格按锚网支护要求，及时安装顶板离层指示仪，加强顶板离层监测，每班由跟班队长负责对压力显现段进行离层仪观测，有变化及时汇报，采取措施，以防顶板事故发生。

4 结束语

通过不断的试验探索，逐步总结出了一套适合我矿井下生产条件的支护方式，有效控制了顶板，保证了巷道掘进安全，同时提高了掘进效率，为15302轨道顺槽安全掘进提供了有力的技术保障。