0 引 言
我国煤炭资源丰富，但赋存条件复杂，井工开采是最主要的开采方式[1-3]。 许多矿井通过进行卸压开采或减小保护煤柱等手段尽可能的保证煤炭的高效回采，就不可避免的导致了受动压影响下的巷道数量增加[4-5]。 在受到原岩应力以及数倍于原岩应力的超前动压的共同作用下，使得巷道维护变得十分困难[6-7]。 国内外许多专家学者都对跨采动压巷道进行了研究：李学华等[8]通过对高水平应力跨采巷道进行围岩稳定性数值模拟研究，提出了针对关键部位进行注浆锚杆加固的支护方式；张学臣等[9]利用数值模拟对跨采巷道进行了稳定性分析，提出了锚杆(索)加注浆锚杆的联合支护方式；徐佑林等[10]通过分析跨采巷道围岩失稳机理，提出了充填支护和抬棚支护技术；方新秋等[11]通过分析跨采巷道破坏因素，提出了锚网索喷加注浆锚杆联合支护技术；杨天亮等[12]将钻孔卸压的支护技术应用于跨采巷道的支护中，进一步证实了巷道顶部卸压从根本上改变了国岩应力场的规律；秦忠诚等[13]针对孤岛工作面跨采巷道的变形特征，提出了U 型钢支架和注浆锚杆的联合支护方式。 目前针对跨采巷道的研究有很多，但针对近距离跨采巷道的研究仍较少，且提出的支护方式对于受动压影响严重的近距离跨采巷道并不适用。 桃园煤矿Ⅱ4采区运输上山布置在10 煤底板，由于法向距离极近，上部1042 工作面回采时，运输上山会受到强烈的跨采动压影响，如果不进行预加固支护，巷道极易变形严重，甚至可能导致冒顶灾害或者支护结构失稳破坏，直接影响煤矿的安全高效生产。 针对这一问题，笔者通过理论分析上覆1042 工作面回采时跨采巷道的采动支承压力分布规律，提出了针对性的巷道预加固技术。
1 工程概况
1.1 跨采巷道地质概况
桃园煤矿位于淮北平原中部，Ⅱ4 采区地面标高+23.0 ～+25.0 m，地势平坦，大多为农田，包含赵庄、娄家等村庄，人工沟渠较多，进矿公路从其南部经过。 桃园煤矿II4 采区位于桃园煤矿补3 线北100 m 至F2 断层，浅部以-520 m 水平为界，深部至-800 m 水平。 采区走向长约2 200 m，倾斜宽900～1 500 m，面积约2.5 km2。 桃园煤矿Ⅱ4 采区运输上山上部标高-502 m，下部标高-791 m。 巷道断面净宽×净高＝3 600 mm×3 300 mm，巷道长度830 m，坡度 22°，至 10 煤法向距离 7.8 ～23.3 m。 Ⅱ4 采区运输上山布置如图1 所示。
图1 Ⅱ4 采区运输上山示意
Fig.1 Haulage rise-entry in Ⅱ4 mining areas
Ⅱ4 采区煤层顶底板岩性以细粒砂岩、粉砂岩为主，其次为泥岩。 10 煤顶板砂岩含岩屑胶结疏松；10 煤底板砂岩层面有大量云母，常与粉砂岩或泥岩薄层组成互层状。 细砂岩以灰色为主，粗粒结构，含泥质，胶结松散，裂隙较发育。 粉砂岩以灰色为主，块状结构，致密性脆，水平层理。 泥岩为深灰色，泥质结构、含粉砂质，块状构造。 Ⅱ4 采区运输上山巷道的主要岩性为砂泥互层，局部为细粒砂岩。Ⅱ4 采区煤岩地质综合柱状如图2 所示。
图2 Ⅱ4 采区煤岩地质综合柱状
Fig.2 Comprehensive histogram of Ⅱ4 mining areas
1.2 跨采巷道原支护方式
运输上山(跨采巷道)采用半圆拱锚杆支护形式，一次支护为锚网喷支护，锚杆为ø22 mm×2 400 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆布置间排距800 mm×800 mm，全断面挂网，二次支护为锚带网喷注支护，锚杆规格为ø22×3 000 mm，锚杆布置间排距800 mm×800 mm，全断面挂网，注浆锚杆为ø25 mm×2 500 mm 中空螺纹钢注浆锚杆，间排距1 600 mm×1 600 mm。 巷道原支护方式如图3 所示。
图3 运输上山原支护方式
Fig.3 Rise-entry original support mode
2 跨采巷道采动支承压力分布规律
运输上山上覆工作面回采后，在该工作面前方会形成超前支承压力。 随着上覆工作面的回采，超前支承压力会向前移动，在上覆工作面前方底板一定范围内形成应力集中[14]。 通过将底板看作均质弹性体，以应力增量的形式对沿工作面推进方向的采动应力进行分析，建立底板应力分布的力学计算模型，如图4 所示。
图4 工作面附加应力分布
Fig.4 Distribution map of additional stress on working face
p—垂直原岩应力；K—应力集中系数；L1—采空区内残余支承压力直至恢复至原岩应力的长度；L2—原岩应力为零的采空区长度；s1—工作面煤壁至支承压力峰值之间的长度；s2—超前支承压力峰值与回落至原岩应力区之间的长度
由图4 中可得垂直应力表达式为
式中：a、b 为常数；ξ 为任一微小长度。
由力的平衡原理可知，应力增量在满足式(2)时才能平衡：
进而可得
为获得工作面前方某点处的应力，设该点坐标为(x，y)，取微小长度dξ，铅直和水平距离分别为x和y-ξ，将作用在上面的力看作微小集中力，可得到不同应力在底板分布规律为
式中：σx 为垂直应力；σy 为水平应力；τxy 为剪应力；y1、y2 分别为 ξ 前后 y 方向坐标。
设原岩应力为无量纲单位1；由桃园煤矿的地质条件和推进时所测的矿山压力显现规律可得，s1为 10 m，s2为 20 m，K 为 2.5，L2为 10 m。 利用数学分析软件 Math CAD 对 AB、BC、CD、DE 这 4 个区段进行求解后可得到沿上覆工作面推进方向支承压力的应力增量在底板中的应力分布规律，如图5 所示。
图5 煤层底板应力集中系数
Fig.5 Stress concentration coefficient of coal floor
由图5 可得，随着上覆工作面的推进，在工作面前方底板形成应力增高区，在采空区下方形成应力降低区。 在工作面煤壁前方5～15 m 处的底板岩层内，深10 m 处垂直应力集中系数为1.91，深15 m 处为1.81 左右，深 20 m 处为 1.72 左右，可见，由上覆工作面采动引起的垂直应力峰值随着埋深的增加逐渐远离工作面，应力集中系数也逐渐减小。 工作面后方20 m 内的采空区下方为应力降低区，其中工作面后方10 m 处底板，深度0 ～5 m 垂直应力接近0。沿工作面推进方向的水平应力集中程度远小于垂直应力的集中程度，受上覆工作面回采引起的水平应力对跨采巷道围岩稳定性的影响较小。
设上覆1042 工作面距跨采运输上山的初始水平距离为100 m，垂直距离为18 m，计算上覆工作面回采过程中的垂直应力变化，如图6 所示。
图6 工作面推进过程中应力集中系数分布
Fig.6 Distribution diagram of stress concentration factor during advancement of working face
由图6 可得，当上覆工作面推进至距离跨采巷道50 m 时，跨采巷道开始受到超前动压影响；当上覆工作面推进至距离跨采巷道15 m 时，垂直应力峰值位于跨采巷道的正上方，此时跨采巷道受到的超前动压影响最大，应力集中系数高达1.78；当上覆工作面推过跨采巷道后，跨采巷道位于应力卸压区，此时应力集中系数最低仅为0.4。
原支护方案仅对巷道顶帮浅部围岩进行了注浆锚杆支护，缺乏对深部围岩和底板的控制。 在跨采作用下，巷道围岩受到强动压扰动，底板作为支护薄弱点必然会发生破坏，且仅依靠围岩浅部的支护效果不足以抵抗超前动压影响。 故决定采用注浆锚索加底板注浆的方式对巷道围岩深部和底板进行预加固支护。 通过底板注浆，实现了巷道围岩浅部的全断面支护，再通过注浆锚索对巷道深部岩体进行锚注加固，浆液可以提高围岩深部岩体的强度，进一步扩大围岩的加固圈，从而起到对浅部注浆加固拱的悬吊作用，以此通过深部注浆加固与浅部注浆加固的耦合作用来抵抗跨采期间的强烈动压影响。
3 跨采巷道预加固方案设计
3.1 预加固原则
在受到回采影响之前对运输上山采取一定预加固措施。 主要通过增强支护体的支护强度来达到控制巷道围岩变形的目的，即提高巷道的抗变形能力以抵抗超前支承压力的影响。
3.2 预加固方案
跨采巷道支护分顶帮预加固和底板预加固(图7)。 其中，巷道顶帮预加固技术为注浆锚索支护。分2 个断面支护，第1 个断面均匀布置5 根注浆锚索，在顶板以及肩窝共布置3 个，帮部布置2 个。 注浆锚索规格为ø22 mm×8 000 mm，间排距1 600 mm×1 600 mm。 待第1 断面锚注1 个月后水泥浆液达到最佳强度时，进行第2 断面注浆锚索锚注。 第2个断面均匀布置4 根注浆锚索，与第1 断面交叉布置，间排距为1 600 mm×1 600 mm。
图7 巷道全断面施工
Fig.7 Roadway full-section construction drawing
巷道底板预加固技术采用底角注浆锚杆加底板注浆的方式。 底角注浆锚杆选用螺纹钢中空注浆锚杆，规格为ø25 mm×2 500 mm，底角注浆锚杆与水平夹角30°，排距1 600 mm。 然后利用锚注装置对底板进行注浆支护。 在胶带输送机右侧200 mm 处打第1 个注浆孔，注浆孔深2 500 mm，为保证胶带输送机下方巷道底板的最大加固范围，注浆孔在水平方向向胶带输送机一侧倾斜45°。 为了保证巷道底板最大加固深度且利于施工，注浆孔与垂直方向夹角20°～30°偏向胶带输送机一侧，倾斜角度越小越好。 在胶带输送机右侧300 mm 处打第2 个注浆孔，注浆孔在水平方向向胶带输送机一侧倾斜30°，在垂直底板岩面方向下斜 20°～30°。 在人行道左侧打第 3 个注浆孔，注浆孔在水平方向上不倾斜，在垂直底板岩面方向下斜 20°～30°。
3.3 施工参数设计与施工工艺
3.3.1 施工参数设计
注浆锚杆规格为ø25 mm×2 500 mm，破断力≥150 kN，杆体上钻设直径为6 mm 注浆孔，锚杆尾部砸扁，采用快硬水泥药卷封孔。 注浆锚索规格为ø22 mm ×8 000 mm，由预应力钢丝组成，锚索体中心有注浆孔，锚索尾部设类似鸟巢的锚固段，其结构如图8 所示。
图8 注浆锚索
Fig.8 Grouting anchor cable
注浆锚杆采用200 mm×200 mm×12 mm 蝶形托盘，配合高强度螺母、高强调心球垫和尼龙垫圈，力学性能与杆体配套。 注浆锚索托盘规格为300 mm×300 mm，采用厚10 mm 钢板制作，中间焊有一个异径固定套，主要进行注浆封孔。 托盘上布置有2 个排气孔，用于注浆排气。
3.3.2 注浆参数设计
1)注浆材料：注浆水泥采用425 号普通硅酸盐水泥，浆液水灰比为(0.7 ∶1.0)～(1.0 ∶1.0)。 为了增加水泥浆液的和易性、流动性、微膨胀性，提高水泥浆液的结石率和锚注岩体的强度，采用ACZ-1 型水泥添加剂，用量为水泥质量的4%～6%。
2)注浆压力：根据以往经验，注浆锚杆的注浆压力取2.0～3.0 MPa，注浆锚索的注浆压力取4.0～6.0 MPa。
3)注浆时间：为了防止注浆在弱面浆液扩散较远，在控制注浆压力的同时，必须控制注浆时间，使注浆时间不宜过长，注浆锚杆注浆时间取250 ～400 s，注浆锚索注浆时间取600～800 s。
3.3.3 施工工艺
注浆锚索施工顺序为：打注浆锚索孔→安装注浆锚索→注两帮注浆锚索→注顶部注浆锚索→复注(根据观测结果确定是否复注及复注位置)。 注浆时采用自下而上、左右顺序作业的方式，每断面内注浆锚索自下而上先注两帮，再注顶板锚索。 药卷为中速树脂锚固剂，每孔安装3 块。 安装注浆锚索前，核实钻孔深度，防止钻孔长度误差超过允许范围；钻机放置倾角与钻孔角度保持一致，钻机至孔口保持适当距离，防止锚索安装不到孔底。 连接好涨拉器后打压涨拉至设计预应力，完成注浆锚索涨拉，设计预应力为250 kN，注浆锚索外露150～250 mm。
注浆完毕，根据观测结果确定是否复注及复注位置，主要是对初次注浆时，注浆效果较差的个别孔或是水泥凝结硬化时产生的收缩变形部位，通过复注可起到补注作用，从而保证施工质量。
4 现场监测
为了监测预加固方案效果，在Ⅱ4 采区运输上山布置了2 个监测断面进行表面位移监测。 表面位移变化曲线如图9 所示。
图9 运输上山表面位移变化
Fig.9 Surface displacement change in haulage rise-entry
从运输上山表面位移变化曲线中可以看出，当上覆工作面回采至距离跨采巷道56 m 时，跨采巷道开始受到工作面采动的影响，巷道变形量开始增加，但变形速度相对较慢；随着上覆工作面的继续推进，跨采巷道受到的采动影响也越来越大，变形速度也越来越快，当上覆工作面回采到距离跨采巷道12 m时，巷道位移变形速度升高到最大值；当上覆工作面回采到距离跨采巷道12 m 至工作面跨采过巷道8 m期间，巷道围岩位移变化速度最快；工作面跨采过巷道8 m 后，变化速度开始放缓，说明巷道受到上方工作面采动影响逐渐减小，当工作面跨采过巷道40 m，顶底板变形量为168 mm，两帮变形量为140 mm，并趋于稳定。
5 结 论
1)随着上覆工作面的推进，在工作面前方底板形成应力增高区，在采空区下方形成应力降低区。由上覆工作面回采引起的垂直应力峰值随着埋深的增加逐渐远离工作面，应力集中系数也逐渐减小。沿工作面推进方向的水平应力的集中程度远小于垂直应力的集中程度，受上覆工作面回采引起的水平应力对跨采巷道围岩稳定性的影响较小。
2)当上覆工作面推进至距离跨采巷道50 m 时，跨采巷道开始受到超前动压影响；当上覆工作面推进至距离跨采巷道15 m 时，垂直应力峰值位于跨采巷道的正上方，此时跨采巷道受超前动压影响最大。
3)根据现场监测结果可得，设计的跨采巷道预加固技术能够有效地控制巷道围岩的变形速度和变形量，保证了跨采巷道在回采期间的稳定，实现了煤矿的安全高效生产。
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