鄭永勝 武 凱 辛光明

（1.山東泰山能源有限責(zé)任公司翟鎮(zhèn)煤礦，山東 新泰 271204；2.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；3.山東濟(jì)礦魯能煤電股份有限公司陽城煤礦，山東 濟(jì)寧 272502）

對于近距離煤層群，當(dāng)前我國絕大部分礦井實(shí)行下行開采的方式。在某些特殊條件下，如上層煤為突出煤層、煤質(zhì)堅(jiān)硬不易采出、含水量大以及上部為不穩(wěn)定煤層開采價(jià)值相對較低等，采用上行式的開采順序有利于礦井煤層群的高產(chǎn)高效開采[1-4]。在上行開采過程中，上層煤工作面巷道一般位于下層煤開采形成的裂隙帶或彎曲下沉帶內(nèi)，圍巖穩(wěn)定性差，巷道掘進(jìn)過程中頂?shù)装迦菀壮霈F(xiàn)大范圍和大尺度的斷裂裂隙，圍巖不完整導(dǎo)致支護(hù)難度非常大，同時(shí)下部瓦斯和一氧化碳等有毒有害氣體容易順著裂隙通道散逸到上層煤開采巷道中，給上層煤工作面的安全開采造成較大影響。裂隙帶內(nèi)巷道圍巖的穩(wěn)定性及完整性控制成為制約煤層群上行安全開采的一個(gè)關(guān)鍵因素。

翟鎮(zhèn)煤礦六采區(qū)內(nèi)二、四層煤層間距平均27.8m，為近距離煤層，煤層間為以細(xì)砂巖、泥質(zhì)粉砂巖、粉砂巖以及中-細(xì)砂巖為主的賦存巖層。采用聯(lián)合布置開采，為獲取最佳效益，率先開采了六采東翼四層煤，當(dāng)進(jìn)行二層煤回采設(shè)計(jì)時(shí)，首采面6202工作面下覆6403工作面采空區(qū)，為典型的上行開采面[5]。由于6403工作面平均采厚2.7m，預(yù)測二煤巷道處于四煤開采后采空區(qū)形成的裂隙帶影響范圍之內(nèi)，如圖1所示。為了實(shí)現(xiàn)二煤工作面的安全開采，本文對6403工作面開采后形成的裂隙帶形態(tài)以及6202工作面裂隙帶內(nèi)巷道圍巖的支護(hù)控制展開了研究。

圖1 上行開采煤層工作面疊加關(guān)系剖面圖

1 上行開采覆巖裂隙帶綜合發(fā)育形態(tài)分析

為觀測四煤裂隙帶發(fā)育形態(tài)對二煤巷道的影響，采用仰斜鉆孔分段注水量觀測法來對發(fā)育高度及發(fā)育形態(tài)進(jìn)行觀測。

（1）發(fā)育高度分析

通過觀測：鉆場1的導(dǎo)水裂隙帶高度最高為36.6m，鉆場2的導(dǎo)水裂隙帶高度最高為35.3m，基于最大安全系數(shù)考慮，取裂隙帶高度計(jì)算結(jié)果的最大值為最終結(jié)果。所以導(dǎo)水裂隙帶高度最大H=36.6m，其與工作面采厚比值為T=13.6。

（2）裂隙帶空間形態(tài)分析

此時(shí)采空區(qū)內(nèi)的裂隙帶發(fā)育形態(tài)呈現(xiàn)出一個(gè)向采空區(qū)內(nèi)側(cè)側(cè)斜“馬鞍形”。裂隙帶邊界角為78°，裂隙帶最外側(cè)與采空區(qū)的距離為10m，具體情況如圖2所示。

圖2 6402工作面裂隙帶分區(qū)特征圖

（3）圍巖裂隙分區(qū)特征

根據(jù)巖層斷裂、開裂及離層的發(fā)育程度和導(dǎo)水能力，裂隙帶可以分為嚴(yán)重?cái)嗔?、一般開裂和微小開裂三個(gè)部分[5]。通過兩個(gè)觀測鉆場的8個(gè)鉆孔數(shù)據(jù)并結(jié)合對不同分段鉆孔注水漏失量分析，繪制出了圖2所示的裂隙帶分區(qū)特征圖。預(yù)采煤層（二煤）處于裂隙帶分布區(qū)中的一般開裂區(qū)，注水漏失量較小，圍巖破壞較低。

2 裂隙帶內(nèi)巷道圍巖差異化支護(hù)技術(shù)體系設(shè)計(jì)

根據(jù)上述分析，二煤處于四煤開采后形成的裂隙帶范圍內(nèi)，巷道掘進(jìn)過程中圍巖易出現(xiàn)完整性下降、裂隙發(fā)育等情況，所以針對二煤回采巷道掘進(jìn)過程中出現(xiàn)的圍巖穩(wěn)定性控制問題，設(shè)計(jì)了巷道不同區(qū)域的差異化支護(hù)技術(shù)方案：（1）頂板完整條件下采用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿支護(hù)；（2）在頂板較破碎條件下采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿+錨索疊加聯(lián)合支護(hù)；（3）在頂板極破碎、圍巖裂隙發(fā)育條件下采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿+錨索疊加聯(lián)合支護(hù)+復(fù)棚補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，同時(shí)輔以圍巖高效注漿技術(shù)，以增強(qiáng)裂隙帶內(nèi)巷道支護(hù)的可靠性和穩(wěn)定性[5]。

（1）高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)技術(shù)

通過大幅度提高錨桿支護(hù)的剛度與強(qiáng)度，一次支護(hù)實(shí)現(xiàn)有效控制圍巖裂隙發(fā)育、變形與破壞，避免巷道的二次支護(hù)和巷修。

基于本巷道礦壓觀測情況并參考同類巷道的支護(hù)設(shè)計(jì)，本巷道頂板選用Ф20mm、L2000mm高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿，頂板肩角選用Ф20mm、L2200mm高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿，兩幫選用Ф18mm、L1800mm的高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿。其中頂板間排距為950mm×900mm，兩幫錨桿間排距為950×900mm，最終巷道支護(hù)布置如圖3所示。

圖3 巷道錨桿布置示意圖

（2）高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿+錨索疊加聯(lián)合支護(hù)

根據(jù)裂隙帶內(nèi)掘巷條件，在頂板較破碎情況下，為了確?，F(xiàn)場支護(hù)強(qiáng)度，采取高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿+錨索疊加支護(hù)。即第一排錨帶左側(cè)第二個(gè)錨桿孔打設(shè)錨索，第二排錨帶右側(cè)第二個(gè)錨桿孔打設(shè)錨索，實(shí)現(xiàn)錨桿、錨索疊加支護(hù)。當(dāng)頂板破碎嚴(yán)重、頂板破碎有淋水區(qū)段時(shí)，且錨桿錨固在裂隙范圍內(nèi)時(shí)，必須小循環(huán)掘進(jìn)，頂幫永久支護(hù)必須跟迎頭，幫部支護(hù)嚴(yán)禁拖后，在錨桿、錨索疊加聯(lián)合支護(hù)基礎(chǔ)上，對側(cè)打設(shè)一組錨索桁架（保證每排兩根錨索），頂板必須掛雙網(wǎng)護(hù)頂。錨索繩向巷道兩側(cè)傾斜，距幫1200mm，與鉛垂線的夾角20～30°，疊加支護(hù)錨索必須跟割煤前迎頭施工，補(bǔ)打錨索桁架拖后迎頭不得大于1個(gè)鋼帶空施工。錨桿、錨索+錨索桁架疊加聯(lián)合支護(hù)布置如圖4所示。其中錨索直徑為17.8mm，并隔排布置一根錨索，錨索排距1.8m。

圖4 錨桿、錨索疊加聯(lián)合支護(hù)技術(shù)

（3）裂隙帶內(nèi)復(fù)棚支護(hù)技術(shù)以及圍巖裂隙高效注漿加固技術(shù)

當(dāng)巷道掘進(jìn)過程中遇到圍巖極破碎、錨桿索疊加聯(lián)合支護(hù)仍不能控制圍巖穩(wěn)定性的情況下，采用巷道復(fù)棚加強(qiáng)支護(hù)的技術(shù)手段，如圖5所示。復(fù)棚規(guī)格應(yīng)符合巷道斷面要求，棚腿及棚頭均為11#工字鋼，棚長3.7m，棚腿2.6m，棚距均為900mm，允許誤差±100mm。

圖5 巷道內(nèi)復(fù)棚支護(hù)

通過現(xiàn)場監(jiān)測，當(dāng)巷道圍巖變形至一定程度后，預(yù)計(jì)內(nèi)部裂隙已經(jīng)充分發(fā)育后，通過注漿設(shè)備將漿液注入圍巖內(nèi)部，利用充填漿液來充填和固結(jié)圍巖中原有的和變形發(fā)育的裂隙面，提高巖體整體性及其自身強(qiáng)度，為巷道進(jìn)一步穩(wěn)定提供更好的圍巖條件。通過對注漿設(shè)備的改善，提出圍巖高效注漿新技術(shù)，使用混凝土輸送泵，配以特制的分流設(shè)備，可以對圍巖進(jìn)行多孔同時(shí)注漿，與普通的圍巖注漿技術(shù)相比大大提高施工進(jìn)度，同時(shí)圍巖注漿密實(shí)效果大大提高。

3 現(xiàn)場工程應(yīng)用

上層工作面運(yùn)輸順槽掘進(jìn)期間，未發(fā)現(xiàn)明顯的彎曲變形情況，圍巖裂隙不發(fā)育，整體性較好。在掘進(jìn)過程中，只在導(dǎo)線點(diǎn)E19里10.8m處至出口外6.3m處的10m范圍內(nèi)，頂板破碎，呈網(wǎng)兜狀，分析是由于受斷層影響所致，且掘進(jìn)過程中較快逮頂，其他處礦壓顯現(xiàn)一直不明顯，巷道圍巖移近速度在0～5mm/d之間。工作面運(yùn)輸順槽掘進(jìn)50d后的圍巖整體變形曲線如圖6所示。

圖6 6202工作面運(yùn)輸順槽與軌道順槽變形曲線

上層軌道巷巷道掘進(jìn)進(jìn)入下覆煤層采空區(qū)后，由于受覆巖下沉運(yùn)動影響，巷道圍巖變得不完整，裂隙極為發(fā)育，錨桿支護(hù)困難，巷道支護(hù)由錨桿支護(hù)改為復(fù)棚支護(hù)。巷道雖然裂隙較為發(fā)育，但巷道圍巖活動不是很劇烈，移近速度在0～5mm/d之間，架棚段巷道圍巖移近量也比較小，移近速度在0～2mm/d之間，如圖6所示。

根據(jù)兩順槽掘進(jìn)及支護(hù)過程中的變形情況分析，巷道圍巖整體變形量不大，頂?shù)装逡平恳约皟蓭妥冃瘟慷荚诳煽刂品秶鷥?nèi)，巷道保持了較好的完整性，證明了上行開采巷道采用的支護(hù)技術(shù)方案能夠有效控制圍巖的長期穩(wěn)定性。

4 結(jié)論

（1）針對六采區(qū)二號煤層上行開采的現(xiàn)狀，通過現(xiàn)場探測，得到導(dǎo)水裂隙帶高度最大H=36.6m，而二、四煤層距離為27.8m，二煤工作面處于四煤開采后形成的裂隙帶范圍內(nèi)，受其采動影響較大，巷道處于裂隙帶內(nèi)，支護(hù)控制困難。

（2）針對上行開采裂隙帶內(nèi)巷道掘進(jìn)及使用過程中的困難，提出了分區(qū)域差異化支護(hù)技術(shù)，對不同裂隙區(qū)域圍巖采用了強(qiáng)度不等的控制措施，既提高了支護(hù)效果，同時(shí)有效降低了支護(hù)成本。

（3）通過現(xiàn)場的實(shí)際應(yīng)用，該技術(shù)方案能夠較好地保持巷道的完整性，能夠有效控制裂隙帶內(nèi)巷道圍巖的長期穩(wěn)定。