基于非均稱控制的沿空掘巷圍巖控制技術研究

董明暉 趙德帥

（山東能源臨礦集團新驛煤礦，山東 兗州 272100）

在現場實踐中，巷道支護仍然較多的采用傳統的圍巖無差異支護模式，雖然對抑制巷道圍巖變形有一定的效果，但沿空掘巷采場支承壓力超前影響范圍和強度較大，巷道受采動影響劇烈，巷道受力的不均衡性加大，相應的圍巖變形的不對稱性加劇，巷道各部位變形破壞表現出顯著的差異性，實體煤壁側的巷道幫涌量和塑性破碎程度明顯小于護巷煤柱幫，均稱控制方案已不能適應需求。

非均稱控制理念是改善巷道弱結構體的力學性能與局部圍巖應力狀態，減小弱結構體的劇烈變形，使巷道圍巖—支護結構形成共同承載的力學體系充分發揮支護結構和圍巖自身的承載能力[1]。

1 工程概況

新驛煤礦主采3上1煤層（厚約1.3m）和3上2煤層（厚約2.2～2.5m）。一采區為近距離煤層，層間距在6m左右，采用上下面同采方式布置工作面；煤層結構簡單，工作面采高較低，采用“頂板左旋樹脂錨桿+錨索、幫部管縫錨桿+金屬網”的支護方案可以滿足巷道圍巖控制的要求。1511工作面（臨1509工作面采空區）位于3煤合并區的五采區，兩層煤之間的夾矸約0.2m，煤層厚，采高大，煤層中間夾矸硬度低易沿層面滑移，沿用非合并區煤層的巷道布置方式和支護方案致巷道圍巖控制困難。

新驛煤礦以往在進行回采巷道支護設計時根據經驗或工程類比法來選擇支護形式和支護參數，往往出現巷道圍巖控制效果差、回采期間巷道維護困難、工作面推進難度加大等問題。為了解決這些問題，以新驛煤礦1511沿空皮帶順槽為例，開展沿空巷道圍巖控制技術研究，通過研究實現沿空巷道支護設計的科學化，增強對巷道周圍巖體的控制效果。

2 巷道圍巖破壞特征分析

2.1 頂板破壞特征分析

1511工作面煤層直接頂為3.9m左右的泥巖，硬度較低。1511皮帶順槽開挖后，掘進工作對圍巖的擾動和本工作面回采時超前走向支承壓力會對巷道頂板產生影響。易出現兩種頂板破壞形式：

（1）離層與撓曲破壞。巷道頂板巖層在水平應力作用下產生滑動，由于巷道的開挖使得頂板的約束力減小，頂板巖層會往開掘空間內發生撓曲變形，當上位巖層撓度小于下位巖層撓度時發生離層現象。

（2）剪切破壞。巷道直接頂為強度較低、厚度較大的泥巖，且在巷道幫角處出現應力集中，發生剪切破壞并形成剪切破壞楔塊。破壞發生后，如果應力仍大于頂板的殘余支撐強度，頂板將出現嚴重破壞。

2.2 巷道兩幫破壞特征分析

開采中把巷道幫部存在軟弱夾層的巷道稱為巷幫薄層弱結構[2]；1511工作面煤層中間含有一層0.2m左右的泥巖，硬度低，穩定性差。巷道兩幫煤體的破壞分為兩個階段：

（1）巷道開掘后，兩幫部側向約束去除形成自由面，煤柱幫形成兩個自由面，實體煤幫形成一個自由面。合并區煤層之間的軟弱夾矸的存在使煤層內聚力減小、整體性降低。在圍巖應力場作用下，巷道幫部煤體破壞首先沿3上1煤層底板和3上2煤層頂板（夾矸層上下面）產生不同程度的錯動，將引起幫部煤體向巷道空間內移，伴隨發生的是夾矸層進入峰后階段，出現體積膨脹，并對3上1煤層、3上2煤層產生拉應力，甚至會帶動煤層產生滑動位移；當內移量超過圍巖自身承載能力和支護結構的阻力時，表現為巷道兩幫煤體自中間部位的大量涌出，影響巷道的正常使用。

（2）在頂板撓曲變形和圍巖應力作用下，巷道兩幫煤層發生不同程度的變形，當應變超過煤層抗壓、抗拉極限值時，圍巖將發生破壞，主要為剪切破壞。剪切破壞的發生條件可應用Mohr強度理論解釋。Mohr強度理論很好地反映了巖石抗壓能力大于抗拉能力的特性。

3 巷道圍巖控制方案

巷道開掘后，弱結構部位（一般頂板、兩幫角）在力的作用下首先發生變形破壞，變形量大，支護困難。依據差異化支護理念，需對巷道頂底板及兩幫進行重點支護，改善弱結構體的力學性能與局部圍巖應力狀態，使其能夠與巷道圍巖整體協調變形，有效控制弱結構體的位移和圍巖塑性區的發展，避免巷道圍巖中的弱結構體過早破壞與失穩，以及由此而引起的巷道整體圍巖的破壞與失穩。

巷道頂板錨桿間距為800mm，排距為1000mm，每排施工6根規格為Φ20mm、長度2100mm的MSGLW-500左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，每根錨桿配合使用MSCK2370樹脂錨固劑一根。巷道頂板每2m布置一排錨索，距巷道中線800mm各布置一根錨索。為優化煤柱受力，采用差異化的支護方式，錨索布置偏向采空區側，距巷道中線1600mm處布置一根錨索，同時采空區側的錨索設置15°的傾角，以使錨索能夠深入到煤柱上方的巖層中。錨索用鋼絞線制成，尺寸為17.8mm×6000mm（錨索長度根據現場施工頂板條件變化適當調整，要求錨索深入頂板堅硬巖層1.15m）。

巷道右幫錨桿間距為700mm，排距1000mm；每排安設5根規格為Φ20mm、長度2100mm的MSGLW-500左旋無縱肋螺紋鋼錨桿。其中第三根錨桿施工在夾矸中央。

巷道左幫錨桿間距為900mm，排距1000mm；每排安設4根規格為Φ20mm、長度2100mm的全螺紋錨桿。具體支護形式如圖1所示。

圖1 1511皮帶順槽支護斷面圖 （單位：mm）

4 巷道支護效果監測分析

為了監測巷道實際支護效果，在巷道掘進期間在1511皮帶順槽中分別設置2個測站，對巷道表面位移進行監測，監測內容主要包括頂底板移近量、底鼓量、兩幫移近量，并分析數據。

4.1 1#測站巷道表面位移變化

1511皮帶順槽掘進期間1#測站的實測數據統計整理繪制成曲線如圖2所示。

圖2 1#測站巷道表面位移變化曲線

從圖2可以看出：

（1）頂底板最大相對位移為136mm，其中頂板最大下沉量42mm，在掘進迎頭后方140m處變形趨于穩定；最大底臌量84mm，在掘進迎頭后方176m處變形趨于穩定。

（2）在觀測期間，兩幫最大相對位移為309mm，其中實體煤幫最大位移119mm，煤柱幫最大位移160mm。

（3）巷道斷面收縮率在10.88%左右，不影響正常使用和安全生產。

4.2 2#測站巷道表面位移變化

1511皮帶順槽掘進期間2#測站的實測數據統計整理繪制成曲線如圖3所示。

圖3 2#測站巷道表面位移變化曲線

從圖3可以看出：

（1）在觀測期間，頂底板最大相對位移為169mm，其中頂板最大下沉量74mm，在掘進迎頭后方161m處變形趨于穩定；最大底臌量95mm，在掘進迎頭后方149m處變形趨于穩定。

（2）在觀測期間，兩幫最大相對位移為312mm，其中實體煤幫最大位移126mm，煤柱幫最大位移156mm。

（3）巷道斷面收縮率在12.09%左右，不影響正常使用和安全生產。

4.3 觀測總結

綜合分析上述數據，可以得到1511皮帶順槽在掘進期間的變化規律：巷道掘進期間，沿空巷道的表面位移隨距迎頭距離的增大而逐漸增大，最終趨于平穩。巷道表面變形經歷了從急劇升高到緩慢升高再到趨于穩定三個階段，急劇升高段位于距離迎頭約150m以內，趨于穩定段位于距迎頭170m以外，底鼓變形穩定在84～95mm范圍內，頂底板移近量穩定在136～169mm，實體煤幫移近量穩定在119～126mm，采空區側幫移近量穩定在156～160mm。巷道兩幫位移大于頂底板位移，而實體煤幫位移小于采空區側煤幫。

5 結論

（1）影響巷道圍巖穩定性的弱結構因素依次為巷道兩幫、頂底板及幫角、底角部位。

（2）沿空巷道圍巖非均稱就是通過對沿空巷道圍巖弱結構（巷道頂底板、兩幫及幫角）進行重點支護或弱化，改善弱結構體的力學性能與局部圍巖應力狀態，有效控制弱結構體的位移和圍巖塑性區的發展，避免巷道圍巖中的弱結構體過早破壞與失穩，以及由此而引起的巷道整體圍巖的破壞與失穩。

（3）1511皮帶順槽的非均稱支護方案：左旋無縱肋螺紋鋼錨桿+預應力錨索+鋼帶聯合支護方案，支護參數選擇時對采空區側煤幫及幫角略有傾斜。

（4）巷道圍巖非均稱控制技術是在保證技術可行、經濟合理、安全可靠的前提下對現有支護形式進行優化創新，主要做好服務年限、層位巖性、頂底兩幫、地壓影響、特殊區域五個方面的差異化支護，使得支護形式和參數向“一巷一策、一巷多策”轉變，具推廣意義。