王莊煤礦厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術(shù)

朱志峰

（山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司 王莊煤礦，山西 長治 046031）

0 引 言

厚煤層（煤厚≥3.5 m）的資源賦存及產(chǎn)量占我國煤炭總儲量及產(chǎn)量的45%左右[1]，是實現(xiàn)大規(guī)模機械化開采的主力煤層。厚煤層回采巷道以全煤巷道居多，厚煤層全煤巷道掘進量約占全國礦井巷道掘進總量的40%以上[2]。由于煤體承載能力差、易變形破壞，巷道圍巖控制是厚煤層礦井安全生產(chǎn)面臨的技術(shù)難題。山西潞安集團王莊煤礦9106 外風(fēng)巷是典型的厚煤層全煤巷道，平均煤厚6.95 m，巷道掘成后變形顯著，嚴重限制礦井正常采掘接替和安全高效生產(chǎn)。許多學(xué)者針對全煤巷道的支護問題進行了研究，提出了多種支護方案[3-6]，但尚未明晰厚煤層巷道圍巖結(jié)構(gòu)變形破壞特征及預(yù)應(yīng)力場分布規(guī)律，導(dǎo)致現(xiàn)場應(yīng)用效果同預(yù)期存在差異。因此，研究沿煤層底板布置的厚煤層掘進巷道的圍巖結(jié)構(gòu)破壞特征及預(yù)應(yīng)力場分布規(guī)律，對于制定合理的掘進支護方案、改善圍巖變形控制效果具有重要的指導(dǎo)意義。

本文以山西潞安礦業(yè)集團王莊煤礦9106 外風(fēng)巷掘進工作面為工程背景，通過鉆孔窺視研究巷道圍巖結(jié)構(gòu)破壞特征，提出了厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術(shù)，采用FLAC3D 模擬研究原支護及支護優(yōu)化方案下巷道圍巖預(yù)應(yīng)力場分布及變形特征，并通過現(xiàn)場應(yīng)用及變形監(jiān)測驗證了提出的掘進支護方案的圍巖控制效果。

1 厚煤層掘進巷道圍巖變形破壞特征

1.1 概 況

9106 外風(fēng)巷沿3 號煤底板布置，煤層平均厚度為6.95 m，煤層傾角1°～4°。9106 外風(fēng)巷設(shè)計長度為1 173 m，北為9105 回采工作面，與9105 回采面保護煤柱為10 m，南為9106 工作面，東為9106 切眼，西為540/3 號皮帶巷，巷道位置關(guān)系如圖1（a）所示。直接頂為厚度5.7 m 的泥巖，基本頂為厚度1.58 m 的中粒砂巖，直接底為厚度3.24 m 的泥巖。

圖1 研究區(qū)域條件Fig.1 Conditions of the study regional

9106 外風(fēng)巷設(shè)計斷面為矩形，斷面尺寸為寬5 500 mm×高3 600 mm，采用全錨支護，原掘進支護方案如圖1（b）所示。

頂板支護選用φ22 mm×2 400 mm 高強度螺紋鋼錨桿，每排7 根，錨桿間排距為850 mm×800 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的錨桿托板，頂板錨索選用φ22 mm×4 300 mm 高強預(yù)應(yīng)力錨索，每排3 根，錨索間排距為φ1500 mm×1600 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的錨桿托板。

巷幫支護采用φ22 mm×2 000 mm 高強度螺紋鋼錨桿，煤柱幫每排5 根，間排距為800 mm×800 mm，回采幫每排4 根，間排距為1 000 mm×800 mm。

1.2 圍巖變形破壞情況

9106 外巷掘成后巷道斷面收斂顯著，頂?shù)装逡平靠蛇_410 mm，兩幫移近量可達460 mm，其中煤柱幫鼓出量可達350 mm。為掌握9106 外巷掘成后巷道圍巖變形情況，分別對巷道頂板及兩幫進行了鉆孔窺視，如圖2 所示。從圖2（a）可以看出，頂板窺視鉆孔4 m 深處圍巖較為破碎，孔壁存在空洞，裂隙發(fā)育明顯；從圖2（b）可以看出，煤柱幫窺視孔2 m 處圍巖破碎嚴重，孔壁凹凸不平，完整性較差；從圖2（c）可以看出，回采幫窺視孔2 m 深處圍巖結(jié)構(gòu)較為完整，孔壁整體較為光滑，存在少量裂隙發(fā)育。

圖2 巷道圍巖破壞情況Fig.2 Damage of roadway surrounding rock

圖3 支護優(yōu)化方案Fig.3 Support optimization scheme

1.3 原支護方案存在的問題

基于巷道圍巖破壞窺視結(jié)果，結(jié)合現(xiàn)場巷道變形情況，認為原掘進支護方案存在以下問題。

（1）支護長度不足。頂板及煤柱幫的窺視結(jié)果表明圍巖松動圈范圍大于支護長度，支護體未能錨固在深層穩(wěn)定巖層內(nèi)。

（2）支護密度不夠、支護強度不足。頂板錨索支護密度較低，煤柱幫僅使用了錨桿支護，未布置錨索，使得現(xiàn)場頂板及煤柱幫變形嚴重。

（3）支護失效現(xiàn)象普遍。由于9106 外巷為全煤巷道，頂板及幫部圍巖破碎，普通錨桿、錨索支護后預(yù)緊力損失嚴重，未能實現(xiàn)對圍巖的主動支護，使得巷道圍巖持續(xù)變形失穩(wěn)。

2 厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術(shù)

2.1 掘進支護優(yōu)化方案

基于前文的原支護方案存在問題和巷道圍巖變形破壞特征，提出9106 外風(fēng)巷掘進支護優(yōu)化方案。掘進支護優(yōu)化方案同原支護方案的錨桿支護參數(shù)一致，優(yōu)化了錨索支護參數(shù)。

頂板錨索支護參數(shù)：每1.6 m 布置5 根φ22 mm×9 300 mm高強預(yù)應(yīng)力錨索，錨索呈“3-2-3-2”布置，配套300 mm×300 mm×16 mm 高強拱形錨索托板。

巷幫錨索支護參數(shù)：煤柱幫布置φ22 mm×5 300 mm高強預(yù)應(yīng)力錨索，間排距為1 200 mm×1 600 mm，配套300 mm×300 mm×16 mm 高強拱形錨索托板。

2.2 掘進支護數(shù)值模擬

在現(xiàn)場實施前，先通過數(shù)值模擬研究提出的支護優(yōu)化方案的控制效果，以降低現(xiàn)場試驗成本。構(gòu)建了9106 外巷掘進工作面FLAC3D 數(shù)值模型，模型尺寸為長55.5 m×寬30 m×高53.6 m（圖4a），采用摩爾-庫倫本構(gòu)模型，分別模擬原支護方案和優(yōu)化方案下預(yù)應(yīng)力場分布效果和圍巖變形情況。

圖4 數(shù)值模型及模擬結(jié)果Fig.4 Numerical model and simulation results

從圖4（b）和圖4（c）可以看出，原支護方案下，幫部未采取錨索支護，錨桿支護強度較小，幫部預(yù)應(yīng)力場分布不理想，幫部圍巖抗擾動能力差，同時頂板錨索未能將淺部圍巖錨固至深部穩(wěn)定巖層；支護優(yōu)化方案下，在幫部錨索的作用下，預(yù)應(yīng)力分布較為理想，顯著提升幫部圍巖抗擾動能力，頂板錨索長度加長后，錨索將淺部錨桿支護系統(tǒng)錨固至深層穩(wěn)定巖層內(nèi)，形成穩(wěn)定承載系統(tǒng)。

從圖4（d）和圖4（e）可以看出，原支護下頂板及幫部變形較大，頂板變形為367 mm，幫部變形為312 mm；支護優(yōu)化方案下，頂板及幫部變形量顯著降低，頂板變形量為107 mm，同原支護相比降低了70.8%，煤柱幫變形量為82 mm，同原支護相比降低了73.7%。從模型計算過程的巷道變形監(jiān)測曲線（圖4f）可以看出，支護優(yōu)化方案顯著降低了圍巖變形量。

3 現(xiàn)場應(yīng)用情況

為驗證提出的掘進支護優(yōu)化方案的圍巖控制效果，在9106 外風(fēng)巷掘進工作面進行了現(xiàn)場試驗，并設(shè)置變形監(jiān)測測站監(jiān)測巷道掘成后的圍巖變形情況。巷道變形監(jiān)測曲線如圖5（a）所示，可以看出巷道頂?shù)装搴蛢蓭鸵平烤^小。9106 外風(fēng)巷掘成至測站距掘進工作面30 m 后變形速度減緩，測站距掘進工作面110 m 后變形趨于穩(wěn)定，變形穩(wěn)定后巷道的頂?shù)装逡平繛?6 mm，兩幫移近量為49 mm?？梢缘贸霾捎镁蜻M支護優(yōu)化方案后，巷道圍巖變形得到有效控制，現(xiàn)場巷道頂板及巷幫支護效果如圖5（b）所示。

圖5 現(xiàn)場支護效果Fig.5 Field support effect

4 結(jié) 論

（1）研究了王莊煤礦9106 外巷巷道圍巖結(jié)構(gòu)破壞情況，分析了原支護方案存在的問題，并提出了掘進支護優(yōu)化方案。

（2）構(gòu)建FLAC3D 模擬原支護方案和優(yōu)化方案下預(yù)應(yīng)力場分布效果和圍巖變形情況，得出支護優(yōu)化方案可顯著改善預(yù)應(yīng)力場分布，以及圍巖變形情況。

（3）現(xiàn)場支護效果表明原支護方案較為合理，頂板及煤柱幫變形量較小，頂?shù)装逡平繛?6 mm，同原支護相比降低了81.5%；兩幫移近量為49 mm，同原支護相比降低了89.3%。