近距離下位煤層回采巷道錨噴注支護技術研究與應用

李宗岑，王培強，石彥磊

(1.平頂山工業(yè)職業(yè)技術學院，河南 平頂山 467000； 2.平煤股份四礦，河南 平頂山 467093)

我國煤炭賦存情況多變，煤層厚度厚薄不一，可采煤層層數(shù)也各不相同，煤層群的層間距也是大小不均，煤層群局部會出現(xiàn)合層或者分岔的情況。近距離煤層群的開采引起了煤炭企業(yè)和研究學者的重視，受賦存條件影響，大部分礦區(qū)存在大量近距離煤層群，都需要面對近距離煤層群開采的難題，諸如河南平頂山、安徽淮南、山東新汶、山西大同等礦區(qū)等，由于煤炭行業(yè)多年來的超強開采，賦存條件好的煤層逐漸減少，很多礦井不得不面臨著開采近距離煤層的難題[1-5]。

本文以平煤股份四礦為依托，以己16-17-23140運輸巷為研究對象，采用錨注聯(lián)合支護，提高了錨桿、錨索剛度和強度，也最大限度地發(fā)揮了錨網索耦合支護作用，巷道的圍巖變形破壞得到了有效控制，實現(xiàn)了運輸巷全錨支護，保證了巷道的安全使用。該技術的成功實踐，可大幅降低巷道支護成本，減少采面替棚工序，保證采面的安全高效快速推進，可解決平頂山礦區(qū)及其他礦區(qū)相似地質條件下巷道支護難題，對提高巷道支護技術水平，提升掘進工效等都具有重要意義。

1 工程概況

平頂山天安煤業(yè)股份有限公司四礦是年產量達300萬t的現(xiàn)代化礦井，礦井主采的丁5煤層下距丁6煤層0～10.40 m，平均4.49 m，丁6煤平均厚1.69 m；戊8煤層下距戊9煤層1.24～16.04 m，平均8.55 m，戊9-10煤平均厚3.55 m；戊9下距戊10煤層0～8.13 m，平均1.89 m，戊10煤平均厚2.16 m；己15煤層下距己16煤層4.32～22.27 m，平均14.7 m，己16-17煤層(己16與己17合并部分)煤平均厚4.11 m。礦井每年開掘進尺在15 000 m左右，大部分巷道采用架棚支護。隨著產量的不斷提高，開采深度也逐漸加深。目前，礦井形成了二、三水平同時生產(一水平剛剛回采結束)，各個水平的系統(tǒng)就存在相互聯(lián)系，相互影響。

(1)巷道工程量及上覆煤柱影響范圍。己16-17-23140運輸巷設計長度1 285 m，直接頂為泥巖、砂質泥巖，直接底為砂質泥巖，平均煤厚3.5 m，煤層傾角平均7°，垂深927～1 036 m。井下位于己三采區(qū)西翼下部，采用內錯布置，上覆己15-23140采面已回采完畢，距上部己15-23140工作面采空區(qū)4～14 m，平均9 m，西為四、六礦技術邊界，南北部均為實體煤，東為己3軌道下山、己3膠帶下山、己三西?；?、三水平巖石東?；睾腿綆r石西專回。己16-17-23140運輸巷在掘進過程中受到多處煤柱以及相互疊加作用影響。巷道距上覆己15-23140工作面區(qū)段煤柱(寬5～8 m)內錯約5 m。己16-17-23140運輸巷約800 m至切眼處上方存在四礦、六礦戊組煤層邊界煤柱。此外，己16-17-23140運輸巷508～581.6 m范圍上方存在戊8跳采煤柱，該煤柱沿己16-17-23140運輸巷走向長約73.6 m。具體空間位置關系如圖1所示。己16-17-23140運輸巷沿己16頂掘進，為梯形斷面巷道，設計巷寬4.8 m，中高3.2 m[6-9]。

圖1 己16-17-23140運輸巷空間層位關系Fig.1 Patial layer relationship of Ⅵ16-17-23140 transport roadway

(2)煤層賦存與巷道圍巖條件。施工巷道煤(巖)層產狀、厚度、結構、堅固性系數(shù)、頂、底板巖性及特征、揭露煤層及煤層間距。煤層特征情況見表1、煤層頂?shù)装迩闆r見表2。

表1 煤層特征情況Tab.1 Coal seam characteristics

表2 煤層頂?shù)装迩闆rTab.2 Coal seam roof and floor

(3)水文地質條件。上部砂巖水已隨上覆的己15-23140采面的回采而塌落泄流，對掘進施工影響不大。該工作面主要水害為上分層己15-23140采空區(qū)局部低凹處的積水，預計運輸巷正常涌水量10 m3/h，最大涌水量40 m3/h。

2 下位煤層回采巷道頂板失穩(wěn)控制

近距離煤層群開采下位煤層回采巷道破碎頂板屬于離層的破碎型頂板，可劃分為擠壓型垮冒和松脫型垮冒2種類型[6]。當煤層之間的距離較大時，在自重載荷作用及水平擠壓力的共同作用下，下位煤層回采巷道頂板巖層加固區(qū)將發(fā)生一定的變形[10-14]。另外頂板巖層在采掘作業(yè)過程中會有損傷，存在結構體弱面，加上錨桿錨索等支護形式形成的作用力，在這些外在因素的綜合作用下，頂板巖層會在弱面發(fā)生剪切破壞，導致下位煤層巷道頂板錨固區(qū)范圍內頂板巖體集體冒落，這類錨固區(qū)外離層的支護失穩(wěn)形式就是擠壓型垮冒，如圖2所示。

圖2 下位煤層回采巷道頂板擠壓型垮冒Fig.2 Roof extrusion collapse of mining roadway in lower coal seam

因受上部煤層采動損傷影響，下位煤層巷道頂板裂隙發(fā)育，當煤層之間的距離不大時，頂板巖層較薄。巷道開掘過程中破碎的頂板受到自身重力載荷張拉作用下而發(fā)生松脫，若這時候巷道支護滯后或受到采掘擾動，會導致松動破碎頂板的冒落，這便是下位煤層回采巷道極薄的破碎頂板出現(xiàn)松脫型垮冒的主因，如圖3所示。

圖3 下位煤層回采巷道較薄頂板松脫型垮冒Fig.3 Loose caving of thin roof of mining roadway in lower coal seam

3 下位煤層巷道錨噴注支護技術研究

平煤股份四礦己組煤共有3層煤可采，己15、己16和己17，己16和己17煤層合層，二水平己三采區(qū)的己15和己16-17煤層之間的層間距4.0～14.0 m。己16-17-23140工作面巷道圍巖在己15煤層采掘期間受到了很大的擾動破壞，尤其是層間距較小的區(qū)域，巷道圍巖的物理和力學性質惡化，頂板比較破碎，圍巖強度降低了不少。為此，以己16-17-23140工作面運輸巷為研究對象，開展近距離下位煤層回采平巷的快速掘進和巷道圍巖控制技術研究，實現(xiàn)破碎頂板條件下回采巷道的快速掘進與支護，保證掘出的巷道在工作面回采期間能夠穩(wěn)定，讓礦井生產能夠安全、高效的運行。通過分析近距離下位煤層頂板的失穩(wěn)特征，確定下部煤層回采平巷頂板圍巖的控制原則，分析不同巷道支護方式的原理。

針對己16-17-23140工作面運輸巷的實際情況，提出3種不同層間距條件下巷道支護方式及支護技術：①層間距小于5 m，無煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合的支護方式；②層間距大于5 m，無煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合的支護方式；③巷道受上覆煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合支護+二次架棚補強支護(或注漿錨索二次補強)。

3.1 遺留煤柱下位巷道變形控制技術

3.1.1 遺留煤柱下位巷道變形特征

平煤股份四礦己16-17-23140工作面運輸巷的很大一部分處于實體煤柱下方。其中0～230 m區(qū)域處于上位煤層(己15)采區(qū)下山保護煤柱下面，層間距平均為9 m；440～490 m區(qū)域為四礦戊8煤層2個采面遺留煤柱下面，層間距平均為160 m；780～1 285 m區(qū)域為四礦和六礦戊組邊界煤柱以及六礦戊組實體煤區(qū)域，層間距平均為160 m。布置在遺留煤柱下方巷道的變形特征如下。

(1)不對稱變形。從煤柱邊緣到煤柱深部為應力快速增長區(qū)。巷道穿過煤柱時或沿煤柱邊緣布置時，巷道兩側的受力環(huán)境差異很大。采空區(qū)一側應力較小，另一側應力較大，導致巷道變形不對稱。此類過道應采用有針對性的非對稱設計。

(2)地應力高。遺留煤柱多區(qū)域位于應力增大區(qū)，所以巷道在應力增大區(qū)范圍內開掘時，打亂了巷道圍巖原有的三向應力狀態(tài)，導致巷道幫部因較大支承應力突然釋放而迅速破壞?，F(xiàn)場實踐證明，此類巷道采用“三高”錨桿及其高強度配件與高強度錨索支護相結合的支護方式，支護效果較好。

(3)后期變形突出。巷道布置在煤柱應力增大的區(qū)域，后期變形量較大，特別是布置在煤巖相對軟弱區(qū)域的情況下。巷道通過底鼓、鼓幫等形式擴容嚴重。因此，有必要通過合理的支護參數(shù)和支護技術來加固巷道，抑制巷道變形。

3.1.2 遺留煤柱下位巷道控制技術

(1)非對稱支護設計。當巷道圍巖的應力和力學性質分布不均時，更容易發(fā)生變形與破壞。因此，有必要在巷道圍巖支護設計時考慮圍巖性質和應力分布不均而進行非對稱圍巖控制設計。在圍巖應力增高或破碎區(qū)域加強支護，增強巷道局部抗載能力，預防巷道關鍵部位破壞，提高巷道的自穩(wěn)能力，保證巷道安全穩(wěn)定。己16-17煤層運輸巷很多區(qū)域布置在不同的保護煤柱下方，應力比較集中，巷道兩幫應力不一樣大，需要加強支護，如圖4所示。

圖4 非對稱支護設計示意Fig.4 Schematic of asymmetric supporting design

(2)大加固圈圍巖控制設計。對于常規(guī)巷道支護而言，采用錨桿配合短錨索支護即可達到支護要求，但對于在高應力煤柱下布置的巷道，再加上頂板比較破碎，巷道后期鼓幫、底鼓等擴容現(xiàn)象嚴重，如果不及時采取可靠的加固措施，松動圈會進一步加大，引起巷道整體失去穩(wěn)定性，支護困難。采用“三高”錨桿+長錨索強化圍巖支護，補強，加大巷道圍巖支護加固圈，能起到很好的支護加固效果，如圖5所示。

圖5 大加固圈圍巖控制思想示意Fig.5 Schematic of surrounding rock control idea of large reinforcement circle

3.2 錨網索和錨注的支護機理

目前，深部巷道支護一般都采取聯(lián)合支護的形式，聯(lián)合支護絕非是簡單的幾種支護材料的互相疊加，而因其造成的支護體和圍巖不耦合是導致聯(lián)合支護效果不好的主因。因此，必須充分思考支護體和巷道圍巖之間的相互作用，實現(xiàn)支護與圍巖一體化耦合，充分發(fā)揮錨網索支護的潛力，最終實現(xiàn)巷道圍巖穩(wěn)定控制。

3.2.1 錨注支護作用機理

錨桿注漿支護是高強度錨網支護與注漿加固技術，錨注支護具有錨注結合的雙重作用，對于松散破碎的圍巖巷道，不僅加固圍巖，提高圍巖的完整性和粘結性，還使錨桿具備了更可靠的著力基礎，提高了圍巖的強度和承受載荷的能力，減少巷道變形。巷道圍巖注漿后，將松散破碎的巖塊膠結成整體，提高了巷道圍巖的內摩擦角和黏結力，使巷道圍巖本身具有一定的承受載荷能力，使巷道圍巖與左旋高強錨桿融為一體，將巷道圍巖裂縫用漿體充填，最終形成“噴射網復合拱+錨壓區(qū)組合拱+漿體擴散加固拱+噴層加固拱”多層組合拱，可增加支護結構的承受載荷范圍，提高其整體性和承載能力，其支護機理如下。

(1)錨注支護首先借助錨桿錨固力阻止巷道圍巖塑性變形，圍巖變形量超出設定值后準備錨桿注漿，來提升錨桿自身的強度，使普錨變全錨，增大錨固力，增強錨固作用，來達到保證支護結構穩(wěn)定的目的。

(2)錨注支護可改善圍巖結構，結合錨噴網支護技術，形成“噴射網復合拱+錨壓區(qū)組合拱+漿體擴散加固拱+噴層加固拱”多層組合拱結構，提高支護結構完整性和圍巖自身承載能力，擴大有效承受載荷范圍。

(3)注漿后，圍巖裂隙被封堵，可起到隔絕空氣的作用，防止圍巖風化、氧化、被水侵濕造成圍巖強度降低。

(4)錨注支護可以提高巖體強度，改善軟弱面的力學性能，增大巖體內部塊體之間的相對位移阻抗力，提高巷道圍巖的整體穩(wěn)定性。同時，注漿可以增大支護結構面尺寸，降低支護結構中產生的壓拉應力，提高支護結構適應性。

(5)注漿后，作用在拱頂?shù)妮d荷傳遞至煤巷兩幫，加固煤巷兩幫后，兩幫把壓力傳遞到底板。由于組合拱厚度的增加，不僅降低了底板上的荷載集中，而且降低了底板巖石中的應力，削弱了底板的塑性變形，減小了底鼓。從而保證整個支撐結構的穩(wěn)定。

3.2.2 錨網索耦合支護特征

錨網耦合支護是指錨桿、錨索、錨網的組合耦合支護。在這個支護結構中，錨桿起主導承受載荷作用，能夠很好地抑制圍巖松動和破壞；錨索主要發(fā)揮懸掛作用，將松動巖層錨定在較穩(wěn)定的堅硬巖層上，從而對圍巖起到積極的支護作用；錨網發(fā)揮的作用是防止巷道松動圍巖冒落，保持巷道巖層的整體性。

錨網索耦合支護的本質其實就是巷道圍巖體和支護結構體在強度、結構和剛度3個層面的有機耦合，其基本特征結構如圖6所示。

圖6 耦合支護的基本特征Fig.6 Basic characteristics of coupling supporting

(1)強度耦合。限制巷道圍巖的巨大變形量，如果采取單一的高強度支護方式是控制不住的。根據(jù)煤巖體塑性變形特性，發(fā)生變形后仍具備一定的承載能力，通過允許巷道變形來釋放煤巖體中的變形能，達到卸壓支護的目的，進而完成強度耦合的支護。

(2)結構耦合。支護結構體與巷道圍巖體不協(xié)調變形會導致巷道關鍵的部位穩(wěn)定性變差，會導致整個支護結構體破壞，為防止巷道此類現(xiàn)象發(fā)生，應該使支護結構體與巷道圍巖體的變形同步。使其二者在結構上耦合，達到支護目標。

(3)剛度耦合。巷道變形量應該控制在巷道設計允許的變形行程內，使支護結構體與巷道圍巖體二者的剛度耦合。這就要求支護結構體既具有一定的強度，允許巷道發(fā)生一定的變形并釋放掉體積變形能量；又要具有一定的支護剛度，將巷道圍巖變形控制在允許范圍內，防止因巷道圍巖變形量過大導致自身的承載能力下降。在剛度要求方面，必須滿足支護結構體與巷道圍巖體的變形協(xié)調。

3.2.3 錨網索耦合支護機理

(1)錨桿圍巖支護。實踐證明，錨桿與巷道圍巖的相互作用關系可以分3個時期：①錨桿安裝初期，錨桿和巷道圍巖合為一體，提高了巷道的抗變形能力，增加了煤巖體的整體剛度，保持了巖體整體性；②錨桿安裝中期，巷道煤巖體隨著時間推移會產生一定變形，這個時候主要發(fā)揮錨桿的懸吊作用，并提高層狀巖體的承受載荷能力。③錨桿安裝末期，巷道圍巖變形量和錨桿受力都會增加，使邊界巖體由一維應力狀態(tài)轉變?yōu)槿S受力狀態(tài)。

(2)錨網圍巖支護。錨網支護改變巷道圍巖的應力狀態(tài)分布，應力分布狀態(tài)由張開轉成閉合，錨網與巷道圍巖的耦合與否直接影響巷道的變形與破壞。錨網強度和剛度過大或過小，均會導致巷道圍巖應力集中以及變形不協(xié)調。促使巷道圍巖應力集中區(qū)向低應力區(qū)發(fā)生協(xié)調變形，使整個應力場均勻分布是錨網與巷道圍巖耦合的標志。

(3)錨索圍巖支護。錨索安裝以后除了支護作用，還要發(fā)揮對深部圍巖錨固強力懸掛的作用。錨索耦合支護的原理是基于位移反分析，在支護最佳時間段，在最關鍵部位實施支護結構體與巷道圍巖體的共同支護，使圍巖自我承受載荷能力發(fā)揮到極限，使支護體的支護阻力最小。錨索圍巖耦合使支護結構體與巷道圍巖體變形趨于協(xié)調，高應力區(qū)向深部轉移和擴散。

3.3 錨噴注聯(lián)合支護方案設計

3.3.1 錨噴注支護方案設計

依據(jù)近距離煤層層間距以及下位煤層巷道是否受上覆煤柱影響等因素，將平煤股份四礦下位煤層巷道圍巖條件分為3類：①層間距小于5 m，無煤柱影響；②層間距大于5 m，無煤柱影響；③巷道受上覆煤柱影響。針對3類條件，根據(jù)己16-17-23140運輸巷頂板圍巖性質及層間距情況，分別采用了3種支護方案。

(1)情況1。在層間距小于5 m，無煤柱影響條件下。己16-17與己15煤層之間的層間距離小于5 m時，無煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合支護。己16-17-23140運輸巷頂板受到己15煤層采動過程中的擾動影響，頂板比較破碎，圍巖強度較低，錨索作為強化支護，其長度不能穿越層間厚度進入采空冒落區(qū)域，兩層煤最下層間距為4 m，所以錨索選取的規(guī)格為φ21.6 mm×4 250 mm。巷道在該區(qū)域施工，注重采取得當?shù)氖┕ご胧黾渝^桿支護密度和錨索支護強度。該條件下的支護方案如圖7所示。

圖7 層間距小于5 m、無煤柱影響條件下支護方案Fig.7 Supporting scheme under condition that the interval between layers is less than 5 m and there is no influence of coal pillar

具體支護參數(shù)：①錨桿。選用φ22 mm×2 600 mm屈服載荷500 MPa左旋高強錨桿，頂板錨桿7根，間排距分別為700 mm和700 mm；幫錨桿選用φ20 mm×2 400 mm屈服載荷500 MPa左旋高強錨桿，下幫4根，上幫錨桿5根，間排距分別均為800、700 mm。②錨索。頂板錨索采用選用φ21.6 mm×4 250 mm高強應力錨索，每排3根，間排距分別為1 500、1 400 mm。③W鋼帶。下幫用鋼帶為2 600 mm、上幫用鋼帶為2 800 mm、頂板用鋼帶為4 800 mm，鋼帶厚度平均為3 mm，鋼帶寬度平均為230 mm。④鋼筋托梁。直徑16 mm圓鋼，2根鋼筋間距為80 mm，長度為3 300 mm，寬度為112 mm，加強筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金屬網。上幫金屬網長度為3 000 mm，下幫金屬網長度為2 800 mm，寬度為1 000 mm；頂板金屬網長度為5 600 mm，寬度為1 000 mm；直徑為4 mm冷拔鋼絲，網孔尺寸為40 mm×40 mm。

(2)情況2。在層間距大于5 m，無煤柱影響條件下。己16-17與己15煤層之間的層間距離大于5 m的情況下，無煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合支護。己16-17-23140運輸巷頂板受到己15煤層采動過程中的擾動影響，頂板比較破碎，圍巖強度較低，由于兩層煤層間距離大于5 m，可以適當增加錨索長度，所以錨索選取的規(guī)格為φ21.6 mm×6 250 mm。巷道在該區(qū)域施工，與方案一相比較，可以適當降低錨桿和錨索支護密度。該條件下的支護方案如圖8所示。

圖8 層間距大于5 m、無煤柱影響條件下支護方案Fig.8 Supporting scheme under condition that the interval between layers is more than 5 m and there is no influence of coal pillar

具體支護參數(shù)：①錨桿。選用φ22 mm×2 600 mm屈服載荷500 MPa左旋高強錨桿，頂板錨桿7根，間排距分別為700 mm和700 mm；幫錨桿選用φ20 mm×2 400 mm屈服載荷500 MPa左旋高強錨桿，下幫4根，上幫錨桿5根，間排距分別均為800、800 mm。②錨索。頂板錨索3根，長度為6 250 mm，直徑為21.6 mm，間排距分別為1 500、1 600 mm。③W鋼帶。下幫用鋼帶為2 600 mm、上幫用鋼帶為2 800 mm、頂板用鋼帶為4 800 mm，鋼帶厚度平均為3 mm，鋼帶寬度平均為230 mm。④鋼筋托梁。直徑為16 mm圓鋼，兩根鋼筋間距為80 mm，長度為3 300 mm，寬度為112 mm，加強筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金屬網。上幫幫金屬網長度為3 000 mm，下幫金屬網長度為2 800 mm，寬度為1 000 mm；頂板金屬網長度為5 600 mm，寬度為1 000 mm；直徑為4 mm冷拔鋼絲，網孔尺寸為40 mm×40 mm。

(3)情況3。在巷道受上覆煤柱影響條件下采用錨網索聯(lián)合支護+二次架棚補強支護(或注漿錨索二次補強)，支護方案如圖9所示。巷道位于上覆煤層的煤柱下，在增加錨桿、錨索支護密度和強度的同時，考慮雙重支護預備方案，錨梁網索與架棚支護結合的方式。巷道位于上覆煤層煤柱下方，大采深，高地壓疊加支承壓力，巷道一次支護完成比較困難，往往需要采取二次支護的措施來解決，首先采用錨梁網索進行初次支護，適當擴大巷道施工斷面，等待應力初步釋放以后，再根據(jù)現(xiàn)場圍巖移動情況進行二次加強支護，主要措施有：架棚、刷幫再強化支護或臥底。

圖9 煤柱影響條件下錨網索聯(lián)合支護方案Fig.9 Joint supporting scheme of anchor，mesh and cable under influence of coal pillar

具體支護參數(shù)：①錨桿。頂板錨桿7根，長度為2 600 mm，直徑為22 mm，間排距分別為700 mm和800 mm；低幫錨桿4根，長度為2 400 mm，直徑為20 mm；間排距分別均為800、700 mm；高幫錨桿5根，長度為2 400 mm，直徑為20 mm；間排距分別均為800、700 mm。②錨索。頂板錨索長度為6 250 mm，直徑為21.6 mm，排距分別為700 mm。錨索1排2根布置位置：2根錨索分別距離靠近煤幫為1 200 mm，錨索間距為2 400 mm；錨索1排3根布置位置：2根靠近煤壁的錨索與煤壁之間間離1 000 mm，2根邊錨索距離中間錨索間距1 500 mm。③W鋼帶。下幫用鋼帶為2 600 mm、上幫用鋼帶為2 800 mm、頂板用鋼帶為4 800 mm，鋼帶厚度平均為3 mm，鋼帶寬度平均為230 mm。④鋼筋托梁。直徑為16 mm圓鋼，兩根鋼筋間距為80 mm，長度為3 300 mm，寬度為112 mm，加強筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金屬網。上幫幫金屬網長度為3 000 mm，下幫金屬網長度為2 800 mm，寬度為1 000 mm；頂板金屬網長度為5 600 mm，寬度為1 000 mm；直徑為4 mm冷拔鋼絲，網孔尺寸為40 mm×40 mm。

(4)特殊局部區(qū)域，如層間距較小、受到上覆煤柱影響受等，巷道圍巖破碎，易產生大變形，采用二次架棚補強支護(或注漿錨索二次補強)，架棚支護方案如圖10所示。

圖10 煤柱影響條件下二次架棚補強支護方案Fig.10 Secondary shed reinforcement supporting scheme under influence of coal pillar

架棚補強支護技術參數(shù)：拱形棚采用36U型鋼，拱形棚腿長2700mm、梁長2500mm，下寬4 550 mm，中高3 000 mm，梁腿搭接長度500 mm，允許誤差±50 mm，每處搭接點2套150卡纜，卡纜間距允許誤差±30 mm，卡纜螺栓扭矩為350 N·m，頂、兩幫卡纜處各安裝1道拉桿。在頂安設8道背板，兩幫各4道背板，上下交錯、均勻布置，平行方向線。棚距根據(jù)現(xiàn)場情況，但最大不超過0.8 m。注漿錨索作為補強加固頂板時使用，注漿錨索二次補強一排3根，注漿錨索長7 500 mm，間距1 200 mm。

3.3.2 錨注支護方案

先對巷道進行噴漿50 mm，對巷道進行封閉，保證注漿時不漏漿，并根據(jù)頂板層間距探測情況調整注漿材料，層間距大于5 m時，頂板使用L=5 000 mm注漿錨索加固，層間距小于5 m，頂板使用L=2 500 mm注漿管進行注漿加固，間排距均為1 400 mm×1 600 mm，兩幫均使用L=2 500 mm注漿管。①注漿孔成排布置，上下幫每排3根。頂每排4根。②兩幫每孔安設1個注漿錨桿，規(guī)格：注漿錨桿：φ20 mm×2 500 mm，頂板每孔安設1根注漿錨索：φ22 mm×5 000 mm，端部用3卷樹脂錨固劑(1卷超快藥卷、2卷快速藥卷)錨固。③間排距：上幫1 200 mm×1 600 mm，下幫1 100 mm×1 600 mm，頂板1 400 mm×1 600 mm。④注漿管孔深要求比注漿錨桿深400～500 mm。⑤注漿錨桿外露50～60 mm。注漿錨索外露為400 mm，構件齊全，預緊力不低于設計值90%。⑥注漿錨索的注漿壓力大約8.5 MPa，注漿管的注漿壓力大學4.2～4.8 MPa，注漿泵工作壓力大于10.5 MPa。具體壓力參數(shù)可適度調整。⑦注漿材料采用425號普通的礦用硅酸鹽水泥，水灰比為1.0∶(1.2～1.5)。

4 工業(yè)試驗

針對平煤股份四礦己16-17-23140工作面運輸巷的實際地質資料和開采技術條件，提出了己16-17-23140工作面運輸巷與上覆己15煤層層間距小于5m無煤柱影響，運輸巷與上覆己15煤層層間距大于5 m無煤柱影響和運輸巷受上覆煤層回采后遺留煤柱影響3種不同區(qū)域條件下的巷道支護方案。針對不同區(qū)域的支護方案的支護效果如何，需要對其進行礦壓監(jiān)測，這也是本文的主要研究內容之一。通過礦壓監(jiān)測，并分析巷道圍巖應力變化規(guī)律和移動變形規(guī)律，來驗證原始支護參數(shù)的準確性與合理性，并對支護方案的優(yōu)化改進提供一定的科學依據(jù)，并可及時發(fā)現(xiàn)工程存在的安全問題，保證采掘工作安全。

現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，在受上覆煤柱影響時，巷道圍巖變形量較大，現(xiàn)對己16-17-23140運輸巷在無煤柱影響、受到上覆煤柱影響條件下巷道圍巖變形情況分別進行說明。

(1)無煤柱影響段。根據(jù)己16-17-23140運輸巷上覆柱分布情況，巷道上方無煤柱條件多處于巷道外段，選取具有代表性的巷道變形觀測站點W5(巷道360 m處)、W7(巷道415 m處)、W16(巷道650 m處)3處巷道斷面進行說明。己16-17-23140運輸巷在上方無煤柱影響條件下，巷道變形不大，巷道中高設計3 200 mm，現(xiàn)場監(jiān)測均值為2 519 mm，巷寬設計值4 800 mm，現(xiàn)場監(jiān)測均值為4 110 mm。依據(jù)巷道圍巖監(jiān)測數(shù)據(jù)對巷道斷面面積進行計算，得到無煤柱影響時下位煤層巷道斷面收縮率變化曲線如圖11所示。根據(jù)圖11可知，在無煤柱影響條件下，己16-17-23140運輸巷約360、415、650 m處巷道斷面收縮率分別為17.55%、18.11%、18.00%。

圖11 無煤柱條件下巷道斷面收縮率監(jiān)測變化曲線Fig.11 Change curve of roadway section shrinkage monitoring without coal pillar

(2)煤柱影響段。根據(jù)己16-17-23140運輸巷上覆煤柱主分布情況，巷道受煤柱影響條件下，選取具有代表性的巷道變形觀測站點W13(巷道570.0 m處)、W22(巷道822.0 m處)、W25(巷道919.3 m處)3處巷道斷面行進說明。對巷道中高、巷寬監(jiān)測數(shù)據(jù)進行處理，己16-17-23140運輸巷受煤柱影響條件下，巷道變形較大，巷道中高設計3 200 mm，現(xiàn)場監(jiān)測均值為2 044 mm，巷寬設計值4 800 mm，現(xiàn)場監(jiān)測均值為3 176 mm。依據(jù)巷道圍巖監(jiān)測數(shù)據(jù)對巷道斷面面積進行計算，得到受煤柱影響時下位煤層巷道斷面收縮率變化曲線，如圖12所示。

圖12 受煤柱影響條件下巷道斷面收縮率變化曲線Fig.12 Change curve of roadway section shrinkage under influence of coal pillar

由圖12可知，在巷道受到上覆煤柱影響條件下，巷道斷面收縮率較大，在此條件下，3處監(jiān)測站點(巷道約570.0 m處、822.0 m處、919.3 m處)的巷道斷面收縮率分別為25.79%、26.70%、27.88%。

通過以上現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)分析，可知己16-17-23140運輸巷受上覆煤柱影響較為顯著，在無煤柱影響區(qū)段3處監(jiān)測站點(巷道約360 m處、415 m處、650 m處)的巷道斷面收縮率分別為17.55%、18.11%、18.00%，巷道(250～490 m、600～790 m)無煤柱影響段斷面收縮率平均為17.88%；在受煤柱影響區(qū)段3處監(jiān)測站點(巷道約570.0 m處、822.0 m處、919.3 m處)的巷道斷面收縮率分別為25.79%、26.70%、27.88%，巷道(490～600 m、790～960 m)受煤柱影響段斷面收縮率平均為26.79%。通過對現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)分析，己16-17-23140運輸巷整體斷面收縮率平均為19.86%。

5 經濟和社會效益分析

5.1 經濟效益評價

平煤股份四礦己16-17-23140運輸巷作為下位煤層采空區(qū)巷道，受到上部煤層回采采動的劇烈影響，頂板條件比較破碎，地應力比較復雜，在這種開采條件下，采用錨噴注聯(lián)合支護技術實現(xiàn)了巷道快速掘進，創(chuàng)下了單月進尺260 m，單日進尺12 m的最高記錄，較大幅度地降低了支護成本，提高了進尺效率，有效緩解了平煤股份四礦采掘接替緊張的局面；己16-17-23140運輸巷作為中國平煤神馬集團首例下分層全錨支護的巷道，實現(xiàn)了己16-17-23140工作面的快速回采，簡化了采煤工藝流程，提高了原煤產量，節(jié)約了支護成本，降低了職工勞動強度，改善了作業(yè)環(huán)境，為礦井安全、高產、高效做出了很大貢獻，同時也為中國平煤神馬集團礦井在近距離下位煤層回采巷道破碎頂板條件下的全錨支護提供了工程經驗。

(1)直接經濟效益。根據(jù)以往礦井巷道支護經驗測算，按一次性投入36U型鋼拱形棚支護，節(jié)約材料消耗308.4萬元。

(2)間接經濟效益。節(jié)約人工成本36.6萬元，節(jié)約維修費用128.5萬元。

(3)緩解采掘接替。采用錨噴注聯(lián)合支護后，與傳統(tǒng)金屬拱棚支護相比，掘進速度在40 m/月以上，平煤股份四礦己16-17-23140采面提前了半月圈定，為采面搬家安裝贏得了時間，為緩解礦井采掘接替起到的重要作用。

5.2 社會效益評價

近距離下位煤層回采巷道頂板錨噴注聯(lián)合支護技術的成功實施，為企業(yè)帶來了比較直觀的可喜的經濟效益；同時，通過該技術的推廣應用，提高了四礦原煤產量，降低了職工勞動強度，實現(xiàn)了良性循環(huán)，促進了四礦安全發(fā)展及礦區(qū)穩(wěn)定，其研究成果對集團其他主力礦井下分層全錨支護具有重大參考價值，對礦井增產創(chuàng)效、解危度難有積極作用，社會效益良好。

6 結語

通過研究平煤股份四礦己16-17-23140運輸巷錨噴注支護技術和參數(shù)，創(chuàng)新支護方式和施工工藝，解決了近距離下位煤層巷道掘進施工的支護難題，確保了巷道的穩(wěn)定和礦井的生產接替，取得了顯著的技術經濟效益和社會效益。