孤岛工作面沿空巷道支护技术研究与应用

张照允

(兖州煤业股份有限公司兴隆庄煤矿，山东省济宁市，272102)

孤岛工作面进、回风巷均为沿空掘进巷道，受邻近采空区采动影响，沿空巷道受到比原始应力高数十倍的支撑压力，致使巷道变形破坏异常严重，对工作面掘进和回采影响巨大[1]。因此，工作面两巷的布置及支护方式对于安全开采尤为重要。

1 工程概况

兖州煤业股份有限公司兴隆庄煤矿10304工作面采用倾向布置，设计长度2600 m，可采长度2365 m，工作面长度231～181m，可采储量570万t，地面平均标高+47.0 m，工作面标高-315.0～-548.4 m，该工作面为孤岛工作面，东侧为兴隆庄煤矿10303工作面、西侧为兴隆庄煤矿10305工作面、南侧为东滩煤矿14310工作面，均已回采完毕。

10304工作面所采煤层为下二叠系月门沟统山西组底部3#煤层，以亮煤为主，次之镜煤及暗煤，煤层倾角2°～15°，平均为8°。煤层结构复杂，在距底板3.0～3.2 m发育一厚度为0～1.4 m左右的炭质泥岩夹矸。煤层厚度一般在7.80～9.90 m，平均为8.85 m，普氏硬度f=2～3。10304工作面顶底板岩性见表1。

表1 10304工作面顶底板岩性表

2 巷道支护技术方案

2.1 运输巷初次支护设计

运输巷采用锚网支护，顶部采用无纵筋螺纹钢树脂锚杆、菱形金属网、锚索配合梯形钢带进行支护；帮部采用等强螺纹钢式树脂锚杆(全螺纹锚杆)，皮带梯、菱形金属网进行支护。巷道采用上净宽4.8 m、下净宽5.4 m、高度3.6～3.8 m的梯形断面，沿空侧与相邻采空区之间净煤柱宽度3.5 m。运输巷支护断面图见图1。

图1 运输巷支护断面图

由图1可知，锚网排距900 mm，钢带采用孔距为750 mm的7孔梯形钢带，钢带垂直巷道掘进方向布置，金属网采用8#铁丝编制而成，顶板采用型号为MSGLW-500/22×2400的无纵筋螺纹钢树脂锚杆，帮部采用采用型号为MSGLD-500/20×2200的等强螺纹钢树脂锚杆(全螺纹锚杆)，沿空侧使用皮带梯配合帮部锚杆增加护表能力。

支护形式按照每两排一个循环，每循环第一排采用规格为ø22 mm×7500 mm锚索布置在沿施工方位自钢带左侧第3、4根锚杆孔内，替换顶锚杆；每循环第二排采用规格为ø22 mm×5000 mm锚索布置在沿施工方向自钢带左侧第1、7根锚杆孔内，替换顶锚杆。

2.2 提高支护体系护表能力

通过提高锚杆预紧力、增加帮部皮带梯、使用增大型锚杆螺帽提高支护体系护表面积，在大埋深区域锚杆(索)使用让压环提高抗变形能力。

(1)预紧力是锚杆支护中的关键参数，对支护效果起着决定性作用，而且目前常用手持式锚杆施工机具不能提供较大预紧力[2]。安装顶部锚杆时，在锚杆钻机与锚杆之间使用JQHS-1200型锚杆螺母安装器(锚杆扭矩放大器)，如图2所示。通过降低转速增加扭矩，预紧力由原来120 N·m提高至300 N·m。

图2 锚杆扭矩放大器

(2)在埋深较大局部地段将顶部普通锚杆帽(ø48 mm)更换为增大型锚杆帽(ø56 mm)。在不增加施工环节的前提下，锚杆帽与钢带接触面积提高36%，防止因压力显现造成锚杆拉穿钢带现象的发生。

(3)帮部锚杆使用200 mm×200 mm型锚杆托盘、并用胶带梯将单根锚杆连成一体，有效增大帮部支护与煤体接触面积，如图3所示。

图3 帮部支护形式

(4)靠近切眼600 m区段锚杆使用单泡让压环、锚索使用双泡让压环，如图4所示。巷道变形时首先将压力传递给让压环，压环通过压缩吸收变形能，有效降低因巷道变形量超过锚杆(索)延展能力而造成崩断失效现象的发生。

图4 单(双)泡让压环实图

2.3 巷道二次补强支护

10304运输巷距离切眼600 m范围内，巷道实体煤帮侧使用注浆锚杆与恒阻锚索联合进行加固，增加浅部破碎区煤体的承载能力，并将其固定在深部弹性区完整煤体中；沿空侧小煤柱使用注浆锚杆、注浆锚索及恒阻锚索联合加固，胶结小煤柱松软破碎煤体，强化小煤柱完整性控制，保持良好的承载性能；顶板采用U型钢+锚索进行加强支护，强化顶部厚煤层顶板的安全保障。二次加固方案如图5所示。

图5 二次加固方案

(1)实体煤侧使用注浆锚杆及恒阻锚索予以加强支护，注浆锚杆与恒阻锚索交替施工。注浆锚杆长度3.0 m、排距1.8 m，每排2棵，注浆锚杆与胶带相联；恒阻锚索长度5.0 m、排距1.8 m，每排2棵。实体煤侧注浆锚杆布置如图6所示。

图6 实体煤侧注浆锚杆布置

(2)沿空侧使用注浆锚杆、注浆锚索及恒阻锚索予以加固，注浆锚杆长度3.0 m，隔排施工即排距1.8 m，每排3棵，锚杆使用胶带相联；上部注浆锚索长度5.0 m、下部注浆锚索长度3.5 m，排距3.6 m，每排2棵；恒阻锚索长度5.0 m，排距3.6 m，每排1棵。沿空侧注浆锚杆布置如图7所示。

图7 沿空侧注浆锚杆布置

(3)二次支护材料性能。注浆锚索ø22 mm，钢绞线由8股螺旋肋预应力钢丝捻制而成，单根钢丝延长率≥5%，锚索破断强度≥1770 MPa、破断力≥375 kN。索体分为树脂锚固段和注浆锚固段，树脂锚固段钢绞线中心为实心钢筋，可以实现树脂端锚；注浆锚固段钢绞线中心为空心管，进行注浆加固。

注浆锚杆体选用Q345级及以上无缝钢管为原材料，采用热轧工艺形成连续梯形螺纹，外径25 mm、壁厚7.5 mm，锚杆屈服强度345 MPa、破断强度500 MPa、破断荷载≥210 kN、延伸率≥5%。

注浆料采用MZM-70型高强无机注浆料，其特点是微膨胀，膨胀率0.1～0.3，早期强度高，如图8所示，具有高流动性和触变性，与煤体粘结性能好等优良性能。

(4)二次加固注浆压力约3 MPa，锚索平均注浆量为16.6 kg/条，锚杆平均注浆量为7.9 kg/条。对已施工28 d龄注浆锚杆进行拉拔抽检破坏性试验，拉拔力60 MPa(300 kN)，达到拉力计最大量程未出现锚杆破断及拉出现象。注浆料抗压强度随时间变化图见图8。

图8 注浆料抗压强度随时间变化图

3 巷道变形监测

(1)掘进期间在运输巷设6组基点，基点平均间距250 m。采用十字布点法，对掘进期间巷道顶底板移近量和两帮移近量进行连续的观测。掘进期间围岩变形实测值见表2。

表2 掘进期间围岩变形实测表

由表2可知，掘进期间顶底板最大移近量130 mm，平均移近量82.5 mm；两帮最大移近量152 mm，平均移近量110.5 mm。沿空巷道变形以两帮移近为主。

(2)选取4#测点进行详细分析，主要研究巷道随掘进头掘进后期变形。4#测点随掘进头掘进围岩变形情况如图9所示。

由图9可以看出，掘进掘进头200 m范围巷道围岩变形速率呈上升趋势，该区域受掘进扰动影响较大。巷道距离掘进掘进头800 m后，围岩变形趋于稳定。

图9 4#测点随掘进头掘进变化趋势

4 数值模拟

数值模拟采用Phase2岩土工程弹塑性有限元分析软件，该软件广泛应用于地表或地下开挖的支护设计、边坡稳定分析、地下水渗流分析以及概率分析等领域。通过模拟旨在分析10304运输巷掘进前及掘进(支护后)应力状态。

(1)煤层及顶底板岩层参数取自表1。

(2)地应力。根据兴隆庄矿十采区原岩应力实测结果，最大水平应力方向大致为120°；水平应力大于垂直应力，最大水平主应力为垂直应力的1.2～1.4倍(取1.3)；最大水平主应力为最小水平主应力的1.6～2.2倍(取2.0)。

图10 10304运输巷掘进前巷道围岩应力分布云图和曲线

10304运输巷掘进前，自10305运输巷靠10304工作面一侧巷帮向10304方向围岩支承应力云图和应力曲线如图10所示。

由图10可以看出，10304运输巷掘进前，巷道围岩应力峰值最大约32 MPa，距离10305运输巷约18 m位置，因此掘进10304工作面运输巷时应尽量避开由于10305工作面回采导致的周围岩体应力峰值，否则掘进期间压力显现较为严重。

5 结论

(1)实践证明，通过采用提高支护体系护表能力、局部地点施工注浆锚杆(索)等方式可有效控制孤岛工作面沿空掘进期间巷道围岩变形。

(2)通过巷道变形监测可以看出，距离掘进头200 m范围内巷道围岩变形较为剧烈，帮部二次支护距离掘进头不应超过此范围，若超过200 m，沿空小煤柱破坏严重，二次支护效果较差。

(3)初次支护与帮部二次支护相结合的方式，各工序合理穿插，二次加固不影响掘进速度，最高月单进达407 m。