近距离下位煤层回采巷道锚喷注支护技术研究与应用

2021-08-27李宗岑王培强石彦磊

能源与环保 2021年8期

李宗岑，王培强，石彦磊

(1.平顶山工业职业技术学院，河南平顶山 467000； 2.平煤股份四矿，河南平顶山 467093)

我国煤炭赋存情况多变，煤层厚度厚薄不一，可采煤层层数也各不相同，煤层群的层间距也是大小不均，煤层群局部会出现合层或者分岔的情况。近距离煤层群的开采引起了煤炭企业和研究学者的重视，受赋存条件影响，大部分矿区存在大量近距离煤层群，都需要面对近距离煤层群开采的难题，诸如河南平顶山、安徽淮南、山东新汶、山西大同等矿区等，由于煤炭行业多年来的超强开采，赋存条件好的煤层逐渐减少，很多矿井不得不面临着开采近距离煤层的难题[1-5]。

本文以平煤股份四矿为依托，以己16-17-23140运输巷为研究对象，采用锚注联合支护，提高了锚杆、锚索刚度和强度，也最大限度地发挥了锚网索耦合支护作用，巷道的围岩变形破坏得到了有效控制，实现了运输巷全锚支护，保证了巷道的安全使用。该技术的成功实践，可大幅降低巷道支护成本，减少采面替棚工序，保证采面的安全高效快速推进，可解决平顶山矿区及其他矿区相似地质条件下巷道支护难题，对提高巷道支护技术水平，提升掘进工效等都具有重要意义。

1 工程概况

平顶山天安煤业股份有限公司四矿是年产量达300万t的现代化矿井，矿井主采的丁5煤层下距丁6煤层0～10.40 m，平均4.49 m，丁6煤平均厚1.69 m；戊8煤层下距戊9煤层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煤层0～8.13 m，平均1.89 m，戊10煤平均厚2.16 m；己15煤层下距己16煤层4.32～22.27 m，平均14.7 m，己16-17煤层(己16与己17合并部分)煤平均厚4.11 m。矿井每年开掘进尺在15 000 m左右，大部分巷道采用架棚支护。随着产量的不断提高，开采深度也逐渐加深。目前，矿井形成了二、三水平同时生产(一水平刚刚回采结束)，各个水平的系统就存在相互联系，相互影响。

(1)巷道工程量及上覆煤柱影响范围。己16-17-23140运输巷设计长度1 285 m，直接顶为泥岩、砂质泥岩，直接底为砂质泥岩，平均煤厚3.5 m，煤层倾角平均7°，垂深927～1 036 m。井下位于己三采区西翼下部，采用内错布置，上覆己15-23140采面已回采完毕，距上部己15-23140工作面采空区4～14 m，平均9 m，西为四、六矿技术边界，南北部均为实体煤，东为己3轨道下山、己3胶带下山、己三西专回、三水平岩石东专回和三水平岩石西专回。己16-17-23140运输巷在掘进过程中受到多处煤柱以及相互叠加作用影响。巷道距上覆己15-23140工作面区段煤柱(宽5～8 m)内错约5 m。己16-17-23140运输巷约800 m至切眼处上方存在四矿、六矿戊组煤层边界煤柱。此外，己16-17-23140运输巷508～581.6 m范围上方存在戊8跳采煤柱，该煤柱沿己16-17-23140运输巷走向长约73.6 m。具体空间位置关系如图1所示。己16-17-23140运输巷沿己16顶掘进，为梯形断面巷道，设计巷宽4.8 m，中高3.2 m[6-9]。

图1 己16-17-23140运输巷空间层位关系Fig.1 Patial layer relationship of Ⅵ16-17-23140 transport roadway

(2)煤层赋存与巷道围岩条件。施工巷道煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、顶、底板岩性及特征、揭露煤层及煤层间距。煤层特征情况见表1、煤层顶底板情况见表2。

表1 煤层特征情况Tab.1 Coal seam characteristics

表2 煤层顶底板情况Tab.2 Coal seam roof and floor

(3)水文地质条件。上部砂岩水已随上覆的己15-23140采面的回采而塌落泄流，对掘进施工影响不大。该工作面主要水害为上分层己15-23140采空区局部低凹处的积水，预计运输巷正常涌水量10 m3/h，最大涌水量40 m3/h。

2 下位煤层回采巷道顶板失稳控制

近距离煤层群开采下位煤层回采巷道破碎顶板属于离层的破碎型顶板，可划分为挤压型垮冒和松脱型垮冒2种类型[6]。当煤层之间的距离较大时，在自重载荷作用及水平挤压力的共同作用下，下位煤层回采巷道顶板岩层加固区将发生一定的变形[10-14]。另外顶板岩层在采掘作业过程中会有损伤，存在结构体弱面，加上锚杆锚索等支护形式形成的作用力，在这些外在因素的综合作用下，顶板岩层会在弱面发生剪切破坏，导致下位煤层巷道顶板锚固区范围内顶板岩体集体冒落，这类锚固区外离层的支护失稳形式就是挤压型垮冒，如图2所示。

图2 下位煤层回采巷道顶板挤压型垮冒Fig.2 Roof extrusion collapse of mining roadway in lower coal seam

因受上部煤层采动损伤影响，下位煤层巷道顶板裂隙发育，当煤层之间的距离不大时，顶板岩层较薄。巷道开掘过程中破碎的顶板受到自身重力载荷张拉作用下而发生松脱，若这时候巷道支护滞后或受到采掘扰动，会导致松动破碎顶板的冒落，这便是下位煤层回采巷道极薄的破碎顶板出现松脱型垮冒的主因，如图3所示。

图3 下位煤层回采巷道较薄顶板松脱型垮冒Fig.3 Loose caving of thin roof of mining roadway in lower coal seam

3 下位煤层巷道锚喷注支护技术研究

平煤股份四矿己组煤共有3层煤可采，己15、己16和己17，己16和己17煤层合层，二水平己三采区的己15和己16-17煤层之间的层间距4.0～14.0 m。己16-17-23140工作面巷道围岩在己15煤层采掘期间受到了很大的扰动破坏，尤其是层间距较小的区域，巷道围岩的物理和力学性质恶化，顶板比较破碎，围岩强度降低了不少。为此，以己16-17-23140工作面运输巷为研究对象，开展近距离下位煤层回采平巷的快速掘进和巷道围岩控制技术研究，实现破碎顶板条件下回采巷道的快速掘进与支护，保证掘出的巷道在工作面回采期间能够稳定，让矿井生产能够安全、高效的运行。通过分析近距离下位煤层顶板的失稳特征，确定下部煤层回采平巷顶板围岩的控制原则，分析不同巷道支护方式的原理。

针对己16-17-23140工作面运输巷的实际情况，提出3种不同层间距条件下巷道支护方式及支护技术：①层间距小于5 m，无煤柱影响条件下采用锚网索联合的支护方式；②层间距大于5 m，无煤柱影响条件下采用锚网索联合的支护方式；③巷道受上覆煤柱影响条件下采用锚网索联合支护+二次架棚补强支护(或注浆锚索二次补强)。

3.1 遗留煤柱下位巷道变形控制技术

3.1.1 遗留煤柱下位巷道变形特征

平煤股份四矿己16-17-23140工作面运输巷的很大一部分处于实体煤柱下方。其中0～230 m区域处于上位煤层(己15)采区下山保护煤柱下面，层间距平均为9 m；440～490 m区域为四矿戊8煤层2个采面遗留煤柱下面，层间距平均为160 m；780～1 285 m区域为四矿和六矿戊组边界煤柱以及六矿戊组实体煤区域，层间距平均为160 m。布置在遗留煤柱下方巷道的变形特征如下。

(1)不对称变形。从煤柱边缘到煤柱深部为应力快速增长区。巷道穿过煤柱时或沿煤柱边缘布置时，巷道两侧的受力环境差异很大。采空区一侧应力较小，另一侧应力较大，导致巷道变形不对称。此类过道应采用有针对性的非对称设计。

(2)地应力高。遗留煤柱多区域位于应力增大区，所以巷道在应力增大区范围内开掘时，打乱了巷道围岩原有的三向应力状态，导致巷道帮部因较大支承应力突然释放而迅速破坏。现场实践证明，此类巷道采用“三高”锚杆及其高强度配件与高强度锚索支护相结合的支护方式，支护效果较好。

(3)后期变形突出。巷道布置在煤柱应力增大的区域，后期变形量较大，特别是布置在煤岩相对软弱区域的情况下。巷道通过底鼓、鼓帮等形式扩容严重。因此，有必要通过合理的支护参数和支护技术来加固巷道，抑制巷道变形。

3.1.2 遗留煤柱下位巷道控制技术

(1)非对称支护设计。当巷道围岩的应力和力学性质分布不均时，更容易发生变形与破坏。因此，有必要在巷道围岩支护设计时考虑围岩性质和应力分布不均而进行非对称围岩控制设计。在围岩应力增高或破碎区域加强支护，增强巷道局部抗载能力，预防巷道关键部位破坏，提高巷道的自稳能力，保证巷道安全稳定。己16-17煤层运输巷很多区域布置在不同的保护煤柱下方，应力比较集中，巷道两帮应力不一样大，需要加强支护，如图4所示。

图4 非对称支护设计示意Fig.4 Schematic of asymmetric supporting design

(2)大加固圈围岩控制设计。对于常规巷道支护而言，采用锚杆配合短锚索支护即可达到支护要求，但对于在高应力煤柱下布置的巷道，再加上顶板比较破碎，巷道后期鼓帮、底鼓等扩容现象严重，如果不及时采取可靠的加固措施，松动圈会进一步加大，引起巷道整体失去稳定性，支护困难。采用“三高”锚杆+长锚索强化围岩支护，补强，加大巷道围岩支护加固圈，能起到很好的支护加固效果，如图5所示。

图5 大加固圈围岩控制思想示意Fig.5 Schematic of surrounding rock control idea of large reinforcement circle

3.2 锚网索和锚注的支护机理

目前，深部巷道支护一般都采取联合支护的形式，联合支护绝非是简单的几种支护材料的互相叠加，而因其造成的支护体和围岩不耦合是导致联合支护效果不好的主因。因此，必须充分思考支护体和巷道围岩之间的相互作用，实现支护与围岩一体化耦合，充分发挥锚网索支护的潜力，最终实现巷道围岩稳定控制。

3.2.1 锚注支护作用机理

锚杆注浆支护是高强度锚网支护与注浆加固技术，锚注支护具有锚注结合的双重作用，对于松散破碎的围岩巷道，不仅加固围岩，提高围岩的完整性和粘结性，还使锚杆具备了更可靠的着力基础，提高了围岩的强度和承受载荷的能力，减少巷道变形。巷道围岩注浆后，将松散破碎的岩块胶结成整体，提高了巷道围岩的内摩擦角和黏结力，使巷道围岩本身具有一定的承受载荷能力，使巷道围岩与左旋高强锚杆融为一体，将巷道围岩裂缝用浆体充填，最终形成“喷射网复合拱+锚压区组合拱+浆体扩散加固拱+喷层加固拱”多层组合拱，可增加支护结构的承受载荷范围，提高其整体性和承载能力，其支护机理如下。

(1)锚注支护首先借助锚杆锚固力阻止巷道围岩塑性变形，围岩变形量超出设定值后准备锚杆注浆，来提升锚杆自身的强度，使普锚变全锚，增大锚固力，增强锚固作用，来达到保证支护结构稳定的目的。

(2)锚注支护可改善围岩结构，结合锚喷网支护技术，形成“喷射网复合拱+锚压区组合拱+浆体扩散加固拱+喷层加固拱”多层组合拱结构，提高支护结构完整性和围岩自身承载能力，扩大有效承受载荷范围。

(3)注浆后，围岩裂隙被封堵，可起到隔绝空气的作用，防止围岩风化、氧化、被水侵湿造成围岩强度降低。

(4)锚注支护可以提高岩体强度，改善软弱面的力学性能，增大岩体内部块体之间的相对位移阻抗力，提高巷道围岩的整体稳定性。同时，注浆可以增大支护结构面尺寸，降低支护结构中产生的压拉应力，提高支护结构适应性。

(5)注浆后，作用在拱顶的载荷传递至煤巷两帮，加固煤巷两帮后，两帮把压力传递到底板。由于组合拱厚度的增加，不仅降低了底板上的荷载集中，而且降低了底板岩石中的应力，削弱了底板的塑性变形，减小了底鼓。从而保证整个支撑结构的稳定。

3.2.2 锚网索耦合支护特征

锚网耦合支护是指锚杆、锚索、锚网的组合耦合支护。在这个支护结构中，锚杆起主导承受载荷作用，能够很好地抑制围岩松动和破坏；锚索主要发挥悬挂作用，将松动岩层锚定在较稳定的坚硬岩层上，从而对围岩起到积极的支护作用；锚网发挥的作用是防止巷道松动围岩冒落，保持巷道岩层的整体性。

锚网索耦合支护的本质其实就是巷道围岩体和支护结构体在强度、结构和刚度3个层面的有机耦合，其基本特征结构如图6所示。

图6 耦合支护的基本特征Fig.6 Basic characteristics of coupling supporting

(1)强度耦合。限制巷道围岩的巨大变形量，如果采取单一的高强度支护方式是控制不住的。根据煤岩体塑性变形特性，发生变形后仍具备一定的承载能力，通过允许巷道变形来释放煤岩体中的变形能，达到卸压支护的目的，进而完成强度耦合的支护。

(2)结构耦合。支护结构体与巷道围岩体不协调变形会导致巷道关键的部位稳定性变差，会导致整个支护结构体破坏，为防止巷道此类现象发生，应该使支护结构体与巷道围岩体的变形同步。使其二者在结构上耦合，达到支护目标。

(3)刚度耦合。巷道变形量应该控制在巷道设计允许的变形行程内，使支护结构体与巷道围岩体二者的刚度耦合。这就要求支护结构体既具有一定的强度，允许巷道发生一定的变形并释放掉体积变形能量；又要具有一定的支护刚度，将巷道围岩变形控制在允许范围内，防止因巷道围岩变形量过大导致自身的承载能力下降。在刚度要求方面，必须满足支护结构体与巷道围岩体的变形协调。

3.2.3 锚网索耦合支护机理

(1)锚杆围岩支护。实践证明，锚杆与巷道围岩的相互作用关系可以分3个时期：①锚杆安装初期，锚杆和巷道围岩合为一体，提高了巷道的抗变形能力，增加了煤岩体的整体刚度，保持了岩体整体性；②锚杆安装中期，巷道煤岩体随着时间推移会产生一定变形，这个时候主要发挥锚杆的悬吊作用，并提高层状岩体的承受载荷能力。③锚杆安装末期，巷道围岩变形量和锚杆受力都会增加，使边界岩体由一维应力状态转变为三维受力状态。

(2)锚网围岩支护。锚网支护改变巷道围岩的应力状态分布，应力分布状态由张开转成闭合，锚网与巷道围岩的耦合与否直接影响巷道的变形与破坏。锚网强度和刚度过大或过小，均会导致巷道围岩应力集中以及变形不协调。促使巷道围岩应力集中区向低应力区发生协调变形，使整个应力场均匀分布是锚网与巷道围岩耦合的标志。

(3)锚索围岩支护。锚索安装以后除了支护作用，还要发挥对深部围岩锚固强力悬挂的作用。锚索耦合支护的原理是基于位移反分析，在支护最佳时间段，在最关键部位实施支护结构体与巷道围岩体的共同支护，使围岩自我承受载荷能力发挥到极限，使支护体的支护阻力最小。锚索围岩耦合使支护结构体与巷道围岩体变形趋于协调，高应力区向深部转移和扩散。

3.3 锚喷注联合支护方案设计

3.3.1 锚喷注支护方案设计

依据近距离煤层层间距以及下位煤层巷道是否受上覆煤柱影响等因素，将平煤股份四矿下位煤层巷道围岩条件分为3类：①层间距小于5 m，无煤柱影响；②层间距大于5 m，无煤柱影响；③巷道受上覆煤柱影响。针对3类条件，根据己16-17-23140运输巷顶板围岩性质及层间距情况，分别采用了3种支护方案。

(1)情况1。在层间距小于5 m，无煤柱影响条件下。己16-17与己15煤层之间的层间距离小于5 m时，无煤柱影响条件下采用锚网索联合支护。己16-17-23140运输巷顶板受到己15煤层采动过程中的扰动影响，顶板比较破碎，围岩强度较低，锚索作为强化支护，其长度不能穿越层间厚度进入采空冒落区域，两层煤最下层间距为4 m，所以锚索选取的规格为φ21.6 mm×4 250 mm。巷道在该区域施工，注重采取得当的施工措施，增加锚杆支护密度和锚索支护强度。该条件下的支护方案如图7所示。

图7 层间距小于5 m、无煤柱影响条件下支护方案Fig.7 Supporting scheme under condition that the interval between layers is less than 5 m and there is no influence of coal pillar

具体支护参数：①锚杆。选用φ22 mm×2 600 mm屈服载荷500 MPa左旋高强锚杆，顶板锚杆7根，间排距分别为700 mm和700 mm；帮锚杆选用φ20 mm×2 400 mm屈服载荷500 MPa左旋高强锚杆，下帮4根，上帮锚杆5根，间排距分别均为800、700 mm。②锚索。顶板锚索采用选用φ21.6 mm×4 250 mm高强应力锚索，每排3根，间排距分别为1 500、1 400 mm。③W钢带。下帮用钢带为2 600 mm、上帮用钢带为2 800 mm、顶板用钢带为4 800 mm，钢带厚度平均为3 mm，钢带宽度平均为230 mm。④钢筋托梁。直径16 mm圆钢，2根钢筋间距为80 mm，长度为3 300 mm，宽度为112 mm，加强筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金属网。上帮金属网长度为3 000 mm，下帮金属网长度为2 800 mm，宽度为1 000 mm；顶板金属网长度为5 600 mm，宽度为1 000 mm；直径为4 mm冷拔钢丝，网孔尺寸为40 mm×40 mm。

(2)情况2。在层间距大于5 m，无煤柱影响条件下。己16-17与己15煤层之间的层间距离大于5 m的情况下，无煤柱影响条件下采用锚网索联合支护。己16-17-23140运输巷顶板受到己15煤层采动过程中的扰动影响，顶板比较破碎，围岩强度较低，由于两层煤层间距离大于5 m，可以适当增加锚索长度，所以锚索选取的规格为φ21.6 mm×6 250 mm。巷道在该区域施工，与方案一相比较，可以适当降低锚杆和锚索支护密度。该条件下的支护方案如图8所示。

图8 层间距大于5 m、无煤柱影响条件下支护方案Fig.8 Supporting scheme under condition that the interval between layers is more than 5 m and there is no influence of coal pillar

具体支护参数：①锚杆。选用φ22 mm×2 600 mm屈服载荷500 MPa左旋高强锚杆，顶板锚杆7根，间排距分别为700 mm和700 mm；帮锚杆选用φ20 mm×2 400 mm屈服载荷500 MPa左旋高强锚杆，下帮4根，上帮锚杆5根，间排距分别均为800、800 mm。②锚索。顶板锚索3根，长度为6 250 mm，直径为21.6 mm，间排距分别为1 500、1 600 mm。③W钢带。下帮用钢带为2 600 mm、上帮用钢带为2 800 mm、顶板用钢带为4 800 mm，钢带厚度平均为3 mm，钢带宽度平均为230 mm。④钢筋托梁。直径为16 mm圆钢，两根钢筋间距为80 mm，长度为3 300 mm，宽度为112 mm，加强筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金属网。上帮帮金属网长度为3 000 mm，下帮金属网长度为2 800 mm，宽度为1 000 mm；顶板金属网长度为5 600 mm，宽度为1 000 mm；直径为4 mm冷拔钢丝，网孔尺寸为40 mm×40 mm。

(3)情况3。在巷道受上覆煤柱影响条件下采用锚网索联合支护+二次架棚补强支护(或注浆锚索二次补强)，支护方案如图9所示。巷道位于上覆煤层的煤柱下，在增加锚杆、锚索支护密度和强度的同时，考虑双重支护预备方案，锚梁网索与架棚支护结合的方式。巷道位于上覆煤层煤柱下方，大采深，高地压叠加支承压力，巷道一次支护完成比较困难，往往需要采取二次支护的措施来解决，首先采用锚梁网索进行初次支护，适当扩大巷道施工断面，等待应力初步释放以后，再根据现场围岩移动情况进行二次加强支护，主要措施有：架棚、刷帮再强化支护或卧底。

图9 煤柱影响条件下锚网索联合支护方案Fig.9 Joint supporting scheme of anchor，mesh and cable under influence of coal pillar

具体支护参数：①锚杆。顶板锚杆7根，长度为2 600 mm，直径为22 mm，间排距分别为700 mm和800 mm；低帮锚杆4根，长度为2 400 mm，直径为20 mm；间排距分别均为800、700 mm；高帮锚杆5根，长度为2 400 mm，直径为20 mm；间排距分别均为800、700 mm。②锚索。顶板锚索长度为6 250 mm，直径为21.6 mm，排距分别为700 mm。锚索1排2根布置位置：2根锚索分别距离靠近煤帮为1 200 mm，锚索间距为2 400 mm；锚索1排3根布置位置：2根靠近煤壁的锚索与煤壁之间间离1 000 mm，2根边锚索距离中间锚索间距1 500 mm。③W钢带。下帮用钢带为2 600 mm、上帮用钢带为2 800 mm、顶板用钢带为4 800 mm，钢带厚度平均为3 mm，钢带宽度平均为230 mm。④钢筋托梁。直径为16 mm圆钢，两根钢筋间距为80 mm，长度为3 300 mm，宽度为112 mm，加强筋焊接位置中到中1 300 mm。⑤金属网。上帮帮金属网长度为3 000 mm，下帮金属网长度为2 800 mm，宽度为1 000 mm；顶板金属网长度为5 600 mm，宽度为1 000 mm；直径为4 mm冷拔钢丝，网孔尺寸为40 mm×40 mm。

(4)特殊局部区域，如层间距较小、受到上覆煤柱影响受等，巷道围岩破碎，易产生大变形，采用二次架棚补强支护(或注浆锚索二次补强)，架棚支护方案如图10所示。

图10 煤柱影响条件下二次架棚补强支护方案Fig.10 Secondary shed reinforcement supporting scheme under influence of coal pillar

架棚补强支护技术参数：拱形棚采用36U型钢，拱形棚腿长2700mm、梁长2500mm，下宽4 550 mm，中高3 000 mm，梁腿搭接长度500 mm，允许误差±50 mm，每处搭接点2套150卡缆，卡缆间距允许误差±30 mm，卡缆螺栓扭矩为350 N·m，顶、两帮卡缆处各安装1道拉杆。在顶安设8道背板，两帮各4道背板，上下交错、均匀布置，平行方向线。棚距根据现场情况，但最大不超过0.8 m。注浆锚索作为补强加固顶板时使用，注浆锚索二次补强一排3根，注浆锚索长7 500 mm，间距1 200 mm。

3.3.2 锚注支护方案

先对巷道进行喷浆50 mm，对巷道进行封闭，保证注浆时不漏浆，并根据顶板层间距探测情况调整注浆材料，层间距大于5 m时，顶板使用L=5 000 mm注浆锚索加固，层间距小于5 m，顶板使用L=2 500 mm注浆管进行注浆加固，间排距均为1 400 mm×1 600 mm，两帮均使用L=2 500 mm注浆管。①注浆孔成排布置，上下帮每排3根。顶每排4根。②两帮每孔安设1个注浆锚杆，规格：注浆锚杆：φ20 mm×2 500 mm，顶板每孔安设1根注浆锚索：φ22 mm×5 000 mm，端部用3卷树脂锚固剂(1卷超快药卷、2卷快速药卷)锚固。③间排距：上帮1 200 mm×1 600 mm，下帮1 100 mm×1 600 mm，顶板1 400 mm×1 600 mm。④注浆管孔深要求比注浆锚杆深400～500 mm。⑤注浆锚杆外露50～60 mm。注浆锚索外露为400 mm，构件齐全，预紧力不低于设计值90%。⑥注浆锚索的注浆压力大约8.5 MPa，注浆管的注浆压力大学4.2～4.8 MPa，注浆泵工作压力大于10.5 MPa。具体压力参数可适度调整。⑦注浆材料采用425号普通的矿用硅酸盐水泥，水灰比为1.0∶(1.2～1.5)。

4 工业试验

针对平煤股份四矿己16-17-23140工作面运输巷的实际地质资料和开采技术条件，提出了己16-17-23140工作面运输巷与上覆己15煤层层间距小于5m无煤柱影响，运输巷与上覆己15煤层层间距大于5 m无煤柱影响和运输巷受上覆煤层回采后遗留煤柱影响3种不同区域条件下的巷道支护方案。针对不同区域的支护方案的支护效果如何，需要对其进行矿压监测，这也是本文的主要研究内容之一。通过矿压监测，并分析巷道围岩应力变化规律和移动变形规律，来验证原始支护参数的准确性与合理性，并对支护方案的优化改进提供一定的科学依据，并可及时发现工程存在的安全问题，保证采掘工作安全。

现场监测数据表明，在受上覆煤柱影响时，巷道围岩变形量较大，现对己16-17-23140运输巷在无煤柱影响、受到上覆煤柱影响条件下巷道围岩变形情况分别进行说明。

(1)无煤柱影响段。根据己16-17-23140运输巷上覆柱分布情况，巷道上方无煤柱条件多处于巷道外段，选取具有代表性的巷道变形观测站点W5(巷道360 m处)、W7(巷道415 m处)、W16(巷道650 m处)3处巷道断面进行说明。己16-17-23140运输巷在上方无煤柱影响条件下，巷道变形不大，巷道中高设计3 200 mm，现场监测均值为2 519 mm，巷宽设计值4 800 mm，现场监测均值为4 110 mm。依据巷道围岩监测数据对巷道断面面积进行计算，得到无煤柱影响时下位煤层巷道断面收缩率变化曲线如图11所示。根据图11可知，在无煤柱影响条件下，己16-17-23140运输巷约360、415、650 m处巷道断面收缩率分别为17.55%、18.11%、18.00%。

图11 无煤柱条件下巷道断面收缩率监测变化曲线Fig.11 Change curve of roadway section shrinkage monitoring without coal pillar

(2)煤柱影响段。根据己16-17-23140运输巷上覆煤柱主分布情况，巷道受煤柱影响条件下，选取具有代表性的巷道变形观测站点W13(巷道570.0 m处)、W22(巷道822.0 m处)、W25(巷道919.3 m处)3处巷道断面行进说明。对巷道中高、巷宽监测数据进行处理，己16-17-23140运输巷受煤柱影响条件下，巷道变形较大，巷道中高设计3 200 mm，现场监测均值为2 044 mm，巷宽设计值4 800 mm，现场监测均值为3 176 mm。依据巷道围岩监测数据对巷道断面面积进行计算，得到受煤柱影响时下位煤层巷道断面收缩率变化曲线，如图12所示。

图12 受煤柱影响条件下巷道断面收缩率变化曲线Fig.12 Change curve of roadway section shrinkage under influence of coal pillar

由图12可知，在巷道受到上覆煤柱影响条件下，巷道断面收缩率较大，在此条件下，3处监测站点(巷道约570.0 m处、822.0 m处、919.3 m处)的巷道断面收缩率分别为25.79%、26.70%、27.88%。

通过以上现场监测数据分析，可知己16-17-23140运输巷受上覆煤柱影响较为显著，在无煤柱影响区段3处监测站点(巷道约360 m处、415 m处、650 m处)的巷道断面收缩率分别为17.55%、18.11%、18.00%，巷道(250～490 m、600～790 m)无煤柱影响段断面收缩率平均为17.88%；在受煤柱影响区段3处监测站点(巷道约570.0 m处、822.0 m处、919.3 m处)的巷道断面收缩率分别为25.79%、26.70%、27.88%，巷道(490～600 m、790～960 m)受煤柱影响段断面收缩率平均为26.79%。通过对现场监测数据分析，己16-17-23140运输巷整体断面收缩率平均为19.86%。

5 经济和社会效益分析

5.1 经济效益评价

平煤股份四矿己16-17-23140运输巷作为下位煤层采空区巷道，受到上部煤层回采采动的剧烈影响，顶板条件比较破碎，地应力比较复杂，在这种开采条件下，采用锚喷注联合支护技术实现了巷道快速掘进，创下了单月进尺260 m，单日进尺12 m的最高记录，较大幅度地降低了支护成本，提高了进尺效率，有效缓解了平煤股份四矿采掘接替紧张的局面；己16-17-23140运输巷作为中国平煤神马集团首例下分层全锚支护的巷道，实现了己16-17-23140工作面的快速回采，简化了采煤工艺流程，提高了原煤产量，节约了支护成本，降低了职工劳动强度，改善了作业环境，为矿井安全、高产、高效做出了很大贡献，同时也为中国平煤神马集团矿井在近距离下位煤层回采巷道破碎顶板条件下的全锚支护提供了工程经验。

(1)直接经济效益。根据以往矿井巷道支护经验测算，按一次性投入36U型钢拱形棚支护，节约材料消耗308.4万元。

(2)间接经济效益。节约人工成本36.6万元，节约维修费用128.5万元。

(3)缓解采掘接替。采用锚喷注联合支护后，与传统金属拱棚支护相比，掘进速度在40 m/月以上，平煤股份四矿己16-17-23140采面提前了半月圈定，为采面搬家安装赢得了时间，为缓解矿井采掘接替起到的重要作用。

5.2 社会效益评价

近距离下位煤层回采巷道顶板锚喷注联合支护技术的成功实施，为企业带来了比较直观的可喜的经济效益；同时，通过该技术的推广应用，提高了四矿原煤产量，降低了职工劳动强度，实现了良性循环，促进了四矿安全发展及矿区稳定，其研究成果对集团其他主力矿井下分层全锚支护具有重大参考价值，对矿井增产创效、解危度难有积极作用，社会效益良好。