采動條件下巷道支護方案優化與效果

王育豐

（山西潞安環保能源開發股份有限公司常村煤礦，山西 長治 046102）

軟巖巷道在遇水及采動條件下易發生塑性變形，造成圍巖強度下降，變形速率加快，支護難度增大，甚至造成支護設施失效。實際生產中，由于支護方案設計不合理或支護強度無法滿足實際需求，造成巷道多次翻修的狀況，增加巷道支護成本，影響礦井安全生產和提質增效［1-2］。

張文龍［3］等人針對深部軟巖巷道支護困難，分別使用巷道開挖和錨注方式進行圍巖變形控制。朱海峰［4］等人利用數值模擬等方法對采動條件下沿空巷道進行圍巖控制分析。李鵬舉［5］等人基于圍巖松動圈理論，采用錨注的方法對采動巷道進行圍巖控制。佟洪廣［6］采用數值模擬結合多次補強支護的方式進行巷道圍巖變形控制。張志軍［7］等人利用數值模擬方式進行巷道支護參數確定，并進行現場工業性試驗驗證圍巖控制效果。上述巷道圍巖控制技術，成本較高，不適用快速支護。本文類比2106 工作面回風巷，預先針對采動條件下的2107 工作面回風巷支護方案進行優化設計，提高巷道圍巖的穩定性。

1 工程概況

常村礦2107 工作面開采3#煤層，該煤層位于山西組的中、下部，煤層賦存穩定，煤層均厚6.04 m，煤層傾角近水平，煤體容重1.4 t/m3，煤層普氏硬度0.5，埋藏深度為453.2～517.7 m 之間。煤層頂底板巖性見表1。開采同一煤層的2106 工作面為2107 工作面相鄰工作面，當前已回采結束，其中2106 工作面回風巷在采動影響下變形劇烈。

表1 3#煤層頂底板巖性

2106 工作面回風巷斷面為矩形，斷面尺寸5.1 m×3.3 m （寬×高），巷道沿3#煤層底部掘進，采用錨網支護+ 頂部錨索支護，具體支護斷面見圖1。錨桿長2.4 m，間排距800 mm×1 000 mm，采用Φ20 mm×2 400 mm 螺紋鋼錨桿；頂部采用3 根Φ18.9 mm×6 300 mm 預應力錨索，長度6.2 m，間排距1 850 mm×1 000 mm。2106 工作面回風巷在工作面回采期間，頂底板最大移近量約1 070 mm，兩幫最大移近量約1 100 mm，為保證工作面正常生產，回采期間，對2106 回風巷變形嚴重段，采取表面破碎圍巖剝離、雙抬棚+ 錨網支護方式加固等措施，局部維修兩次以上，但仍未能有效改善圍巖變形狀況。

圖1 2106 工作面回風巷支護斷面

2 2106 面回風巷變形原因分析

1）由表1 巖性特征可知，2106 工作面回風巷直接頂和直接底均為泥巖，硬度較低，內部裂隙發育。巷道兩幫為3#煤，硬度系數0.5，因此巷道具有明顯的“三軟”特征，穩定性差，在礦壓作用下極易發生塑性變形，導致支護設施失穩。

2）分析圖1 可知，錨桿錨固端位于砂質泥巖，錨索錨固端位于砂質泥巖與粉砂巖交界處，兩種錨固方式均未錨固于穩定巖層中，巷道支護方式無法滿足巷道圍巖穩定的要求。

3）2106 工作面回風巷采動影響主要分為掘進影響階段和回采影響階段，在采動應力影響下，錨桿多發生剪切錯段破壞，錨索超過極限抗拉強度而發生拉斷破壞。兩個階段巷道最大變形速率見表2。在掘進階段巷道頂底板移近量和兩幫移近量相差不大，在回采階段，頂底板移近量較兩幫移近量增大明顯，且巷道變形速率均為掘進階段的3～4 倍。

表2 2106 工作面回風巷掘進階段和回采階段最大變形速率

3 2107 工作面巷道支護方案優化

基于2106 工作面支護方案無法實現回風巷圍巖的有效控制，本文擬優化2107 工作面回風巷支護方案設計，具體如下：

1）改變支護材質、參數。類比2106 面回風巷錨桿（索）破壞狀況，增大2107 工作面巷道支護設施直徑及長度。直徑增大后可以提高錨桿（索）的抗拉和抗剪強度，提高錨固體整體強度；長度加長后可以將錨索錨固段固定于巷道深部穩定巖層，提高錨索承載能力。其中錨桿直徑由20 mm 變為22 mm，長度不變，錨索直徑由18.9 mm 變為22 mm，長度由6.3 m 變為7.3 m。

2）全斷面加強支護。類比2106 工作面回風巷對巷道頂底角位置支護不足狀況，2107 工作面巷道支護采取以下措施：①錨網支護：采用8 號菱形金屬網+Φ22 mm×2 400 mm 的NMG-2224 錨桿+雙鋼筋托梁（Φ16 mm×4 600 mm×860 mm×120 mm），錨桿間排距900 mm×1 000 mm，其中頂板近頂角處錨桿由豎直方向向兩側偏轉20°，幫部近頂角處錨桿由水平方向向上偏轉10°。幫部近底角處錨桿向下偏轉10°。上述措施保證巷道頂底角位置能夠得到有效支護；②錨索補強支護：巷道頂板采用5 根Φ22 mm×7 300 mm 預應力錨索補強支護，中部3 根錨索間排距1 000 mm×1 000 mm，兩側錨索間排距500 mm×1 000 mm；巷道兩幫采用3 根Φ22 mm×2 400 mm 強力錨桿支護，錨索間排距1 300 mm×1 000 mm，近頂側錨索向上偏轉10°，近底側錨索向下偏轉10°。頂部錨索張拉力不小于30 MPa。具體布置見圖2。

圖2 2107 工作面回風巷支護布置

4 應用效果分析

沿2107 工作面回風巷每10 m 設置1 處測站，監測巷道圍巖變形量，觀頻為每天1 次。監測結果見圖3、圖4，選擇距工作面220 m 位置測站為數據分析站，并作為臨界固定點，該處測站能及時觀測采動前后巷道圍巖變化，當工作面未推進到220 m 位置時狀態為工作面以外，當工作面推過220 m 位置后為工作面以內，具體布置見圖5。

圖3 2107 工作面以外回風巷圍巖變形情況

圖4 2107 工作面以內回風巷圍巖變形量

圖5 2107 工作面數據分析站布置

分析圖3、表3 可知，當距工作面由遠及近時，巷道圍巖變形量逐漸增大，在工作面位置達到最大，其中巷道頂板最大變形量35 mm，最大變形速率4.5 mm/d，底板最大變形量192 mm，最大變形速率23.4 mm/d，實體煤幫最大變形量42 mm，最大變形速率4.3 mm/d，煤柱幫最大變形量57.2 mm，最大變形速率7.5 mm/d。在距工作面85 m 位置處巷道未發生明顯變形，最大變形速率趨近于0 mm/d。

分析表3、圖4 可知，當距工作面30～70 m范圍內，巷道變形量逐漸增大，在70 m 位置，巷道圍巖變形達到最大，其中頂板最大變形量104 mm。底板最大變形量325 mm，煤柱幫最大變形量130 mm，實體煤幫最大變形量96 mm。圍巖變形速率70 m前后到達峰值。在70～100 m 范圍內，巷道圍巖變形逐漸趨于穩定，并在100 m 后完全穩定，圍巖變形速率也趨于0 mm/d。因為工作面后方30～70 m范圍為基本頂破斷范圍，基本頂破斷后，巷道圍巖受礦壓影響逐漸減小，并逐漸趨于穩定，在基本頂破斷穩定后，巷道圍巖變形趨于穩定。上述變形具體見表3。

表3 2107 工作面回風巷道圍巖最大變形量

5 結論

本文對2106 工作面回風巷變形原因及失穩特征進行分析，然后對2107 工作面回風巷道支護方案優化設計，強化支護強度。現場觀測結果表明，通過采動條件下巷道圍巖變形觀測，采用優化方案支護的巷道變形在允許范圍內，巷道圍巖得到有效控制，保證了巷道的安全使用。