“三軟”厚煤層沿空掘巷支護技術(shù)研究與應(yīng)用

樊 強

（陽泉煤業(yè)集團天安煤礦有限公司，山西 靜樂 035100）

1 工程概況

陽泉煤業(yè)集團天安煤礦有限公司位于靜樂縣城東北37 km 處，采用斜井開拓方式，可采煤層為2號、5 號煤層。礦井采用一個水平開采，開拓水平為1372 m。20103 放頂煤工作面位于井田西部，北至井田礦界，南部為201 采區(qū)三條下山，東部為20101 回采工作面，西部為規(guī)劃20105 回采工作面，埋藏深度為148～285 m。2 號煤層位于太原組頂部，煤層厚度1.98～11.18 m。20103 工作面的煤層平均厚度為5.6 m，具有北薄南厚的賦存特征。2 號煤層堅固性系數(shù)約為0.5893，直接頂板、底板均為泥巖，抗壓強度為16.59 MPa，抗拉強度為1.25 MPa。對20103 工作面有影響的斷層共4 條，分別為DF3、DF4、DF7 和DF8，全部為正斷層。工作面采用“U”形通風(fēng)，回采工作面布置運輸順槽和回風(fēng)順槽均沿2 號煤底板布置。20103 運輸順槽采用小煤柱沿空掘巷，與20101 回風(fēng)順槽間煤柱寬度為5.0 m，20103 運輸順槽開口段掘進期間，圍巖變形破壞嚴重，需提出更為有效的圍巖控制方案。

2 20103 運輸順槽原有支護及變形特征

2.1 原有支護方案

依據(jù)20103 工作面具體的地質(zhì)條件，20103 運輸順槽掘進約25 m 時將揭露DF3 斷層（正斷層，落差約4.5 m）?，F(xiàn)場實際施工過程首先進行開口段25 m的掘進的支護，掘進寬度為5.6 m，高度為3.4 m，采用錨網(wǎng)索支護。頂板錨桿規(guī)格為Φ20×2000 mm 左旋螺紋鋼，同排錨桿間距為1000 mm，排與排間隔為900 m，同排錨桿間配合H 型鋼帶支護，所有錨桿垂直頂板施工；頂板錨索采用Φ17.8×6200 mm 的鋼絞線，采用“二零二”布置方式，間排距2000×1800 mm，錨索沿巷道軸線方向通過W 型鋼帶連結(jié)，錨索垂直頂板安裝。幫部錨桿的規(guī)格和間排距與頂板錨桿相同，所有錨桿沿水平方向垂直巷幫安裝。

2.2 巷道變形特點

20103 運輸順槽開口段采用上述的支護方式，成巷后出現(xiàn)明顯的變形、破壞。為全面掌握圍巖的破壞特征，通過現(xiàn)場調(diào)研，整理總結(jié)得到巷道的變形破壞特征：斷面顯著縮小，巷道頂板明顯下沉，兩幫中部內(nèi)移明顯；圍巖變形呈現(xiàn)非對稱特性，靠近煤柱幫側(cè)的頂板下沉量明顯大于實體煤側(cè)，實體煤幫的內(nèi)移量明顯大于煤柱幫；巷道淺部圍巖破碎嚴重，頂板出現(xiàn)大量網(wǎng)兜，兩幫片幫明顯；煤柱側(cè)底角和肩窩處內(nèi)移明顯。

3 “三軟”厚煤層巷道支護技術(shù)研究

3.1 圍巖變形破壞原因分析及控制原理

20103 運輸順槽圍巖條件屬于典型的“三軟”煤巷留小煤柱沿空掘巷[1-2]，其變形破壞的原因可從三個方面進行分析：

（1）地質(zhì)條件。巷道兩幫及頂板為松軟破碎的煤體，底板巖層強度較低，圍巖強度較低，整體性差，導(dǎo)致巷道掘進期間圍巖變形速度較快，且淺部圍巖難以控制，形成網(wǎng)兜、片幫等現(xiàn)象。

（2）開采技術(shù)條件。2#煤層厚度1.98～11.18 m，煤層較厚且厚度變化較大，巷道與鄰近的20101 工作面間煤柱寬度僅為5.0 m。由于臨近工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力的影響和上覆巖層關(guān)鍵塊體B 的不均衡載荷作用，導(dǎo)致巷道圍巖變形呈現(xiàn)不對稱性。

（3）支護條件。原有支護條件下，支護結(jié)構(gòu)的初始剛度較小，主動承載性能無法有效發(fā)揮，引發(fā)淺部圍巖松動破壞范圍逐漸擴展，且支護強度較低，逐漸引發(fā)巷道圍巖的整體性失穩(wěn)。

結(jié)合20103 運輸順槽的變形特點及原因，提出“三軟”煤巷沿空掘巷關(guān)鍵部位加強支護技術(shù)，通過以下三種措施改善其支護效果：增大錨桿錨索的預(yù)緊力，提高支護結(jié)構(gòu)剛度；減小錨桿錨索的布置間距，提高支護強度；調(diào)整靠近底角和肩窩處錨桿的安裝角度，增大實體煤幫和頂板錨桿的長度，采取針對性的補強。

3.2 支護方案

提出三個支護方案。

方案一為原有支護方案。

方案二相對方案一提高了支護強度和剛度。即：頂板和兩幫錨桿規(guī)格不變，將間排距減小為800×800 mm，頂板和兩幫每排各增加一根錨桿，頂板錨桿沿垂直方向施工，兩幫錨桿沿水平方向施工，錨桿安裝時預(yù)緊力由20 kN 增大為40 kN；頂板錨索規(guī)格不變，由原來的“二零二”布置改為五花布置，間排距2200×800 mm，錨索預(yù)緊力由100 kN增大為150 kN。其支護斷面如1 所示。

圖1 支護方案二

方案三相對于方案二針對性地提高頂板和實體煤幫的支護強度，并進行底角、肩窩針對性控制，調(diào)整靠近底角、肩窩處錨桿的布置形式。頂板和實體煤幫錨桿長度增大為2400 mm，頂板錨桿向巷道外側(cè)傾斜15°，幫部靠近頂?shù)装宓腻^桿同樣向頂板和底板偏移15°。具體支護情況如圖2 所示。

圖2 支護方案三

3.3 支護效果模擬研究

為驗證支護方案的支護效果，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進行研究分析[3-4]，模擬20103 運輸順槽的掘進。模型尺寸為（長寬高）210×80×92 m，模型下部為固定邊界，限制模型四周的水平位移，頂面施加5.5 MPa 的均布載荷，模型如圖3 所示。模擬時先進行臨近工作面的開挖，之后留設(shè)5.0 m的護巷煤柱進行巷道掘進。

圖3 數(shù)值模型示意圖

不同支護方案條件下，20103 運輸順槽掘進期間圍巖變形主要集中在頂板和實體煤幫，統(tǒng)計巷道頂板的下沉量和實體煤幫位移量，得到圖4所示的結(jié)果。

圖4 不同支護方案條件下掘巷期間圍巖位移曲線

由圖可以看出，支護方案一條件下，頂板和實體煤幫最大位移量分別為237 mm、208 mm；支護方案二條件下，頂板和實體煤幫最大位移量分別為176 mm、158 mm，相比方案一分別減小了25.7%、24.0%，圍巖位移量明顯減小，圍巖穩(wěn)定性顯著提高；支護方案三條件下，頂板和實體煤幫最大位移量分別為155 mm、129 mm，相對于方案二分別減小了11.9%、18.35%，圍巖的位移量進一步減小，圍巖穩(wěn)定性明顯提高。綜上分析可知，20103 運輸順槽采用支護方案三，能夠更好的控制圍巖的失穩(wěn)破壞。

4 應(yīng)用效果綜合評價

為驗證20103 運輸順槽采用支護方案三的支護效果，現(xiàn)場監(jiān)測20103 運輸順槽的變形情況及頂板巖層離層情況。巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果表明，成巷約15 d 后圍巖位移不再增大，頂?shù)装逡平糠€(wěn)定在154 mm 左右，兩幫移近量穩(wěn)定在114 mm 左右，巷道圍巖位移量很小，圍巖控制效果明顯。頂板巖層離層情況監(jiān)測結(jié)果表明，淺部基點（3 m）累計位移量約為45 mm，深部基點（7 m）累計位移量約為53 mm。深部和淺部基點間的相對位移量始終小于10 mm，表明該支護方案能夠形成整體的承載結(jié)構(gòu)，確保了巷道圍巖的穩(wěn)定。

5 結(jié)論

通過對20103 運輸順槽現(xiàn)場調(diào)研，分析總結(jié)得到圍巖變形的特征，探討其內(nèi)在原因，依據(jù)原有錨網(wǎng)索支護方案提出高強錨索支護技術(shù)，從提高支護體系的強度、剛度及針對性的補強三個方面進行支護方案的優(yōu)化，數(shù)值模擬研究驗證支護方案的可行性，現(xiàn)場應(yīng)用期間進行礦壓監(jiān)測。結(jié)果表明優(yōu)化的支護方案充分發(fā)揮圍巖的自承能力，形成穩(wěn)定的承載結(jié)構(gòu)，巷道圍巖整體穩(wěn)定，取得了顯著的圍巖控制效果。