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摘要：通过分析影响近距离煤层采空区下回采巷道稳定性的原因，提出合理的支护工况，确定相应的支护参数，优化支护方案，选择合理的支护方式，从而有效的控制掘进期间围岩的变形。
关键词：回采巷道 支护方案 支护力学
1 概述
影响近距离煤层采空区下回采巷道稳定性的原因：
近距离煤层采空区下回采巷道变形破坏的主要原因可以归结为以下几个方面：①工程地质条件不利。围岩岩性软弱，层理发育，强度低，同时受到上覆采区采动等的影响，围岩损伤、软化严重，且围岩赋存深度大，自重和构造地应力水平高，巷道明显具有深部高应力特征。②支护设计不当。首先支护设计方法不当。在深部近距离煤层开采环境下，由于工程围岩所表现出的非线性力学特性，使得在进行稳定性控制设计时，不能简单的采用参数设计，而必须结合近距离煤层回采巷道的具体情况，考虑采用二次以至更复杂的多次非线性大变形力学稳定性耦合控制设计理论。其次所采用的支护形式不当。常规支护由于支护体与围岩之间不耦合使得巷道出现顶板下沉、收帮、钢架变形、底臌等大变形破坏现象。具体表现为：a顶板支护强度不足，支护体不仅强度低，刚度低，而且和围岩不耦合。造成支护体单兵轮流作战，支护力学效能不能充分发挥。同时，没有考虑对于近距离煤层回采巷道围岩损伤严重的现状，支护措施针对的重点是控制围岩的移动变形还是加固围岩认识不够清晰。b菱形编织网强度低，对围岩的约束能力差；c未考虑构造应力影响和岩层结构的影响，采用对称支护，造成巷道产生非对称变形。③开放式底板控制。巷道底板原支护为开放式支护结构，不采取任何措施，成为巷道能量释放的主要通道，是造成底臌的直接原因。巷道掘进初期采用的支护形式是半封闭的，未对底板采取有效的支护措施，使巷道支护体成为开放结构，造成底臌比较严重，围岩性质进一步恶化。底臌后两侧的变形又会引起巷道的肩部和顶部产生应力集中，进而诱发巷道发生不对称变形破坏。④巷道受多次回采动压影响大，二次扰动对巷道的破坏加剧。由于多次回采的影响，致使回采巷道反复受到动压影响，对其稳定十分不利。⑤施工质量不到位。锚网支护是一项隐性工程，其支护质量好坏难以直观判断，支护体本身的隐蔽性，对各支护的质量评定较为困难。施工中如锚杆安装不到位、锚固力和预紧力达不到要求、联网质量不过关等也会影响支护效果。
2 支护方案对比优化
根据对类似矿井近距离煤层采空区下回采巷道的变形破坏特征及南屯煤矿近距离煤层回采巷道在常规支护状态下的分析，我们可以看出，近距离煤层回采巷道在合理布置巷道位置的基础上，转化为采空区下普通回采巷道在有限厚度的夹矸下掘进期间和回采期间巷道稳定性的问题。
根据南屯煤矿93下05工作面上覆采空区的陷落带及夹矸情况（图1及表1所示），提出两种支护工况，其中，第一种工况为锚网+工字钢双棚支护，第二种工况为注浆锚杆+钢筋网+钢带+底角锚管支护。第一种工况是在近距离煤层在合理确定回采巷道位置的基础上，可认为支护荷载为上覆采空区陷落带+裂隙岩体的重量，为给定载荷（图2），主动支护+被动支护相结合，利用浅埋压力理论设计确定参数；第二种工况是利用注浆锚杆对裂隙岩体进行加固（图3），最大限度的发挥裂隙岩体的自承能力，参照相关类似巷道并结合本工作面回采巷道的工程地质条件，确定相应的支护参数。
支护工况一的支护参数如下：
锚杆：顶锚杆采用φ22×2200 mm KMG500左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，帮锚杆采用φ20×1800mm KMG400左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，顶锚杆每排布置6根，间距为840mm；由于巷道沿断面方向煤层倾角较大，帮锚杆上帮每排布置4根，间距为800mm，下帮每排布置3根，间距1000mm，排距均为900mm。
金属网：机织10#铁丝加工的金属网，顶金属网采用3800×1000mm金属网，帮采用2500×1000mm菱形网。
架棚：棚梁、棚腿均采用12#矿用工字钢，棚顶全长3600mm，净长3300mm，棚爪及加固板焊接牢固；棚腿全长3000mm。
支护工况二的支护参数如下：
锚杆：在93下05工作面一侧采用用φ20mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，长1800mm，间排距850×900mm，锚固剂采用CK2350型树脂药卷2卷，锚杆预紧力不小于8t；非工作面一侧帮部采用φ25mm中空注浆锚杆，长2000mm，间排距850×900mm。破断力为150kN，抗拉强度达到500Mpa；顶板采用φ25mm中空注浆锚杆，长2000mm，间排距850×900mm，三花布置。破断力为150kN，抗拉强度达到500MPa。
底角锚管：底角锚杆使用φ34mm管缝式锚杆，长1800mm，与水平面成45°夹角打在巷道底角，安装完后，将锚杆管内的碎石清除后，向锚杆管内灌入水泥浆，再插入一根螺纹钢锚杆。每排各打1根。底角锚杆排距900mm，采用平行布置。
钢筋网：钢筋网采用φ6mm钢筋焊制而成，网孔70×70mm。网片间搭接长度70mm，进行逐扣连接。
钢带：帮部采用长3000mm的四孔高凸梯形钢带将非工作面侧四根锚杆连接在一起；顶板采用长4200mm的六（五）孔高凸梯形钢带将顶板锚杆连接在一起。
3 结语
通过以上分析，注浆锚杆+钢带+菱形网+底角锚管支护较锚网+工字钢双棚支护在控制巷道围岩的变形、破坏场的发展及支护体的受力均匀程度上，都具有其独特的优越性，锚网+工字钢双棚在控制近距离煤层回采巷道的顶板及帮部变形上作用也较明显，但不能有效控制回采巷道的底臌，可能造成后期回采时需要多次对底板进行拉底等处理。结合南屯矿的实际情况，决定在93下05工作面回采巷道的稳定性控制采用锚网+工字钢双棚支护方式，实际实践证明，此控制措施在控制掘进期间围岩的变形是可行的。
参考文献：
[1]钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工业出版社，1991.
[2]刘波.韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南[M].北京：人民交通出版社，2005.
[3]N Mohammand，The relation between in situ and laboratory rock properties used in numeritc modeling，int，J， Rockmech，Min，Sci，1997，34（2）：289-297.
[4]王金安，谢和平，M，A，Kwasniewski，建筑物下厚煤层特殊开采的三维数值分析[J].岩石力学与工程学报，1998，18（1）：12-16.
作者简介：齐方跃（1961-），男，大学毕业，高级工程师，兖州煤业公司生产技术部，主要从事矿山压力观测、冲击地压防治及采煤技术管理工作。
关键词：回采巷道 支护方案 支护力学
1 概述
影响近距离煤层采空区下回采巷道稳定性的原因：
近距离煤层采空区下回采巷道变形破坏的主要原因可以归结为以下几个方面：①工程地质条件不利。围岩岩性软弱，层理发育，强度低，同时受到上覆采区采动等的影响，围岩损伤、软化严重，且围岩赋存深度大，自重和构造地应力水平高，巷道明显具有深部高应力特征。②支护设计不当。首先支护设计方法不当。在深部近距离煤层开采环境下，由于工程围岩所表现出的非线性力学特性，使得在进行稳定性控制设计时，不能简单的采用参数设计，而必须结合近距离煤层回采巷道的具体情况，考虑采用二次以至更复杂的多次非线性大变形力学稳定性耦合控制设计理论。其次所采用的支护形式不当。常规支护由于支护体与围岩之间不耦合使得巷道出现顶板下沉、收帮、钢架变形、底臌等大变形破坏现象。具体表现为：a顶板支护强度不足，支护体不仅强度低，刚度低，而且和围岩不耦合。造成支护体单兵轮流作战，支护力学效能不能充分发挥。同时，没有考虑对于近距离煤层回采巷道围岩损伤严重的现状，支护措施针对的重点是控制围岩的移动变形还是加固围岩认识不够清晰。b菱形编织网强度低，对围岩的约束能力差；c未考虑构造应力影响和岩层结构的影响，采用对称支护，造成巷道产生非对称变形。③开放式底板控制。巷道底板原支护为开放式支护结构，不采取任何措施，成为巷道能量释放的主要通道，是造成底臌的直接原因。巷道掘进初期采用的支护形式是半封闭的，未对底板采取有效的支护措施，使巷道支护体成为开放结构，造成底臌比较严重，围岩性质进一步恶化。底臌后两侧的变形又会引起巷道的肩部和顶部产生应力集中，进而诱发巷道发生不对称变形破坏。④巷道受多次回采动压影响大，二次扰动对巷道的破坏加剧。由于多次回采的影响，致使回采巷道反复受到动压影响，对其稳定十分不利。⑤施工质量不到位。锚网支护是一项隐性工程，其支护质量好坏难以直观判断，支护体本身的隐蔽性，对各支护的质量评定较为困难。施工中如锚杆安装不到位、锚固力和预紧力达不到要求、联网质量不过关等也会影响支护效果。
2 支护方案对比优化
根据对类似矿井近距离煤层采空区下回采巷道的变形破坏特征及南屯煤矿近距离煤层回采巷道在常规支护状态下的分析，我们可以看出，近距离煤层回采巷道在合理布置巷道位置的基础上，转化为采空区下普通回采巷道在有限厚度的夹矸下掘进期间和回采期间巷道稳定性的问题。
根据南屯煤矿93下05工作面上覆采空区的陷落带及夹矸情况（图1及表1所示），提出两种支护工况，其中，第一种工况为锚网+工字钢双棚支护，第二种工况为注浆锚杆+钢筋网+钢带+底角锚管支护。第一种工况是在近距离煤层在合理确定回采巷道位置的基础上，可认为支护荷载为上覆采空区陷落带+裂隙岩体的重量，为给定载荷（图2），主动支护+被动支护相结合，利用浅埋压力理论设计确定参数；第二种工况是利用注浆锚杆对裂隙岩体进行加固（图3），最大限度的发挥裂隙岩体的自承能力，参照相关类似巷道并结合本工作面回采巷道的工程地质条件，确定相应的支护参数。
支护工况一的支护参数如下：
锚杆：顶锚杆采用φ22×2200 mm KMG500左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，帮锚杆采用φ20×1800mm KMG400左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，顶锚杆每排布置6根，间距为840mm；由于巷道沿断面方向煤层倾角较大，帮锚杆上帮每排布置4根，间距为800mm，下帮每排布置3根，间距1000mm，排距均为900mm。
金属网：机织10#铁丝加工的金属网，顶金属网采用3800×1000mm金属网，帮采用2500×1000mm菱形网。
架棚：棚梁、棚腿均采用12#矿用工字钢，棚顶全长3600mm，净长3300mm，棚爪及加固板焊接牢固；棚腿全长3000mm。
支护工况二的支护参数如下：
锚杆：在93下05工作面一侧采用用φ20mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，长1800mm，间排距850×900mm，锚固剂采用CK2350型树脂药卷2卷，锚杆预紧力不小于8t；非工作面一侧帮部采用φ25mm中空注浆锚杆，长2000mm，间排距850×900mm。破断力为150kN，抗拉强度达到500Mpa；顶板采用φ25mm中空注浆锚杆，长2000mm，间排距850×900mm，三花布置。破断力为150kN，抗拉强度达到500MPa。
底角锚管：底角锚杆使用φ34mm管缝式锚杆，长1800mm，与水平面成45°夹角打在巷道底角，安装完后，将锚杆管内的碎石清除后，向锚杆管内灌入水泥浆，再插入一根螺纹钢锚杆。每排各打1根。底角锚杆排距900mm，采用平行布置。
钢筋网：钢筋网采用φ6mm钢筋焊制而成，网孔70×70mm。网片间搭接长度70mm，进行逐扣连接。
钢带：帮部采用长3000mm的四孔高凸梯形钢带将非工作面侧四根锚杆连接在一起；顶板采用长4200mm的六（五）孔高凸梯形钢带将顶板锚杆连接在一起。
3 结语
通过以上分析，注浆锚杆+钢带+菱形网+底角锚管支护较锚网+工字钢双棚支护在控制巷道围岩的变形、破坏场的发展及支护体的受力均匀程度上，都具有其独特的优越性，锚网+工字钢双棚在控制近距离煤层回采巷道的顶板及帮部变形上作用也较明显，但不能有效控制回采巷道的底臌，可能造成后期回采时需要多次对底板进行拉底等处理。结合南屯矿的实际情况，决定在93下05工作面回采巷道的稳定性控制采用锚网+工字钢双棚支护方式，实际实践证明，此控制措施在控制掘进期间围岩的变形是可行的。
参考文献：
[1]钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工业出版社，1991.
[2]刘波.韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南[M].北京：人民交通出版社，2005.
[3]N Mohammand，The relation between in situ and laboratory rock properties used in numeritc modeling，int，J， Rockmech，Min，Sci，1997，34（2）：289-297.
[4]王金安，谢和平，M，A，Kwasniewski，建筑物下厚煤层特殊开采的三维数值分析[J].岩石力学与工程学报，1998，18（1）：12-16.
作者简介：齐方跃（1961-），男，大学毕业，高级工程师，兖州煤业公司生产技术部，主要从事矿山压力观测、冲击地压防治及采煤技术管理工作。