在近距离煤层回采过程中，由于上、下两煤层之间距离近,导致下煤层回采过程中会受到不同程度的影响。尤其上煤层遗留煤柱应力不断向底板深处延伸，导致下煤层回采前顶板提前遭到破坏，给巷道支护及安全回采造成一定困难[1-3]。不少学者针对近距离煤层巷道支护进行了多方面的研究，也取得了诸多研究成果[4-5]。本文结合小窑头煤业21301运输巷实际地质条件，采用钻孔窥视、围岩强度测试、数值模拟试验对巷道围岩结构、强度等进行了分析，提出了科学的支护设计。

1 工程概况

山西煤炭运销集团小窑头煤业隶属大同市南郊区管辖，矿井主要回采12号、13号、14号煤层，目前12号煤层局部采完，存在多处综采采空区及小窑采空区，采空区及煤柱呈现不规则分布，13号煤层首采面已圈出。12号煤层厚度2.67 m，偶含1层夹石，为稳定可采煤层，顶板为中细砂岩和砂质泥岩，底板为砂质泥岩和细砂岩互层，煤层倾角2～3°。13号煤层厚度为0.50～3.99 m，平均2.21 m，全矿井赋存并大部可采，煤层稳定，煤层向西变薄，顶板为中细砂岩，底板为砂质泥岩，与12煤层间距平均为9.27 m，属近距离煤层。21301运输巷属于13煤首采工作面回采巷道，由于受到12煤回采的影响，在12煤层煤柱下和进出煤柱时巷道支护困难，巷道变形量大，为了解决这一问题，通过分析围岩结构结合数值模拟确定科学的支护方案。

2 巷道围岩结构及强度测定

为了研究21301巷道的围岩结构，特对在21301运输巷见13煤后20 m和30 m位置顶板岩层结构进行了钻孔窥视，结果如图1所示。从窥视图中可以看出，21301运输巷见13煤后20 m处顶板2 m位置有一处明显的泥岩夹层，而在30 m处窥视结果则没有，说明顶板岩层条件变化较大，巷道顶板直接顶为砂岩，虽含有较多泥岩互层，但是顶板整体完整性较好，在锚杆支护范围基本没有裂隙，有利于锚杆预紧力和支护阻力扩散。

  

图1 21301运输巷见13煤后不同位置处顶板钻孔窥视

图2为21301运输巷见13煤后20 m位置处煤帮钻孔窥视结果，从图中可以看出，煤帮0～1.1 m裂隙发育，可能受开掘影响，完整性差，1.1 m以上煤体比较完整，因此帮部1.1 m范围锚杆支护控制的重点区域。

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图2 21301运输巷见13煤后20 m位置处煤帮钻孔窥视

由图4可知，在7 m处周围出现一峰值，平均值为34.33 MPa，分析可能是夹矸。除此以外煤体强度整体较低，平均仅为13.72 MPa，而且1.1 m范围松散破碎，需要加强煤体护表强度。

为贯彻落实《国家信息化发展战略纲要》《“十三五”国家信息化规划》《全国司法行政“十三五”发展规划》，全面推进司法行政信息化建设发展，司法部于2017年7月12日发布的《关于印发〈“十三五”全国司法行政信息化发展规划〉的通知》（司发通［2017］75号），明确提出司法鉴定管理信息化的管理要求。因此司法鉴定机构信息化建设是响应国家司法行政信息化发展的要求。对于紧跟司法行政管理政策，提高机构鉴定质量和效率，增强鉴定机构管理和服务能力，促进信息公开和社会监督，具有十分重要的意义。

从图3可以看出，顶板岩层0～5.6 m强度较高，平均值为55.46 MPa，5.6～8.8 m强度较低，平均值为27.28 MPa。直接顶砂岩强度较高为55.46 MPa，有利于锚杆预紧力和支护阻力的扩散，不受上部煤柱应力影响时，可以适当地降低支护强度。

  

图3 21301运输巷顶板岩体强度测试结果

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图4 21301运输巷煤体强度测试结果

同时，采用围岩强度测试仪，在顶板钻孔内进行了9 m范围岩层的强度测试，强度测试结果如图3所示。在帮孔测试了煤体强度，强度测试结果如图4所示。

3 下煤层顶板应力分布

图5为小窑采空区煤柱下煤层顶板受力，可以明显看出，煤柱下应力集中，最大应力出现进煤柱前3 m，出煤柱后3 m，最大应力为31.25 MPa，应力集中系数5.7。巷道在穿越煤柱时,势必受到严重影响，导致围岩稳定性差。

为确定近距离煤层采空区下巷道受力情况，对煤柱下及采空区下巷道受力进行FLAC数值模拟研究。

图6为综采采空区下煤层垂直应力情况，可以看出，综采采空区下煤层顶板垂直应力较低，在采空区下方平均垂直应力为6.6 MPa，仅为原岩应力的1.2倍。当巷道布置在采空区下方时，受到的应力影响有限，巷道围岩稳定。

  

图5 小窑采空区垂直应力分布情况

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根据小窑采空区下及综采采空区下垂直应力分析可知，巷道在小窑采空区下不断出入煤柱，对于巷道围岩稳定性极为不利，上覆煤柱会导致巷道支护困难。因此在小窑采空区下巷道支护应有别于采空区下。

4 支护对策及应用效果分析

根据21301运输巷窥视结果、围岩强度测试及数值模拟结果，21301巷道支护应分为小窑采空区和综采采空区下两段进行设计。设计断面如7所示，在综采采空区下，巷道支护顶板采用“锚杆+锚索+W钢带+菱形金属网”支护方式，顶锚杆长度1 800 mm，锚杆排距1 100 mm，每排5根锚杆，间距1 000 mm，顶锚索“二二”布置，长度5 300 mm，排距3 300 mm；两帮采用“锚杆+W钢带+菱形金属网”支护，锚杆长度1 800 mm，排距1 100 mm，每帮2根锚杆，间距1 000 mm。在小窑采空区下，巷道支护顶板采用“锚杆+锚索+W钢带+菱形金属网”支护方式，顶锚杆长度1 800 mm，锚杆排距1 000 mm，每排5根锚杆，间距1 000 mm，顶锚索“二二”布置，长度5 300 mm，排距2 000 mm；两帮采用“锚杆+W钢带+菱形金属网”支护方式，锚杆长度1 800 mm，排距1 000 mm，每帮3根锚杆，间距1 000 mm。

  

图6 综采采空区垂直应力分布情况

 

  

图7 支护设计断面

在两种支护方式的巷道中布置两个测站，利用十字交叉法对巷道围岩变形量进行了为期60 d的观测，观测结果如图8和图9所示。整个观测期间，巷道围岩变形量并不大，在综采采空区下，巷道顶板最大变形量为92 mm，小窑采空区下最大变形两位102 mm，顶板变形量在40 d后趋于稳定；综采采空区下巷道两帮变形量为74 mm，小窑采空区下最大变形量为77 mm，两帮变形量在30 d后趋于稳定。充分说明支护设计科学可靠，巷道围岩稳定。

  

图8 巷道顶板变形量曲线

  

图9 巷道两帮变形量曲线

5 结 语

1) 通过围岩窥视及强度测定结果可知，巷道顶板岩性完整强度较高，有利于锚杆预紧力和支护阻力扩散，两帮1.1 m范围内围岩较为破碎，是支护的重点区域。

2) 利用数值模拟软件分析小窑采空区及综采采空区下应力分布，提出两种分段差异化支护方案。

3) 通过现场围岩监测，结果表明综采采空区下巷道顶板最大变形量为92 mm，小窑采空区下最大变形两位102 mm，顶板变形量在40 d后趋于稳定；综采采空区下巷道两帮变形量为74 mm，小窑采空区下最大变形两位77 mm，两帮变形量在30 d后趋于稳定。

参考文献:

[1] 于 洋,神文龙,高 杰.极近距离煤层下位巷道变形机理及控制[J].采矿与安全工程学报，2016，33(1)：49-55.

[2] 赵启峰,工 波,郑思达，等.上部煤层采动底板巷道围岩破坏特征与卸压控制技术[J].煤炭工程，2016，48 (8)：77-80.

[3] 徐小兵.浅埋近距离煤层群回采巷道变形机理及其控制技术研究[D].西安:西安科技大学，2012.

[4] 刘春波.马兰矿近距离煤层开采围岩采动应力分布特征分析[J].煤炭工程,2017，49(7):68-71.

[5] 刘宗柱.近距离煤层群下煤层回采巷道布置及围岩控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学，2014.