常村煤礦3107工作面采動影響下巷道圍巖控制

張國寶

（山西沁東能源有限公司東大煤礦，山西 沁水 048200）

0 引言

軟巖回采巷道通常因圍巖易發生塑性變形以及受采動影響造成支護難度大、變形速率快，在煤礦開采中可能會由于巷道支護方案不合理或支護強度不足，使很多破碎軟巖巷道陷入“前掘后修、邊采邊修”的惡性循環中，浪費大量人力物力，影響安全生產[1-3]。常村煤礦3107工作面回風巷屬于典型的破碎軟巖巷道，在掘進和回采過程中發生不同程度的塑性變形，導致多次返修后仍不能有效控制圍巖，因此，需采取有效的補強支護方式保證礦井安全生產。

1 工程概況

常村煤礦3107工作面位于礦井東部31采區，工作面埋深462.5～527.3 m，主采3號煤層，煤層均厚2.75 m，煤層傾角3°～8°，煤層硬度系數為0.6，北鄰3108工作面未采工作面，南鄰3106采空區。3107工作面回風巷設計工程量1 550 m，斷面形狀為矩形斷面，斷面規格寬×高=4.6m×3m，巷道掘進方式為巷頂沿3號煤層頂施工。支護形式為錨網支護+頂部錨索加固，錨桿間排距為800 mm×800 mm，采用φ20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，頂部加固錨索為3根φ18.9 mm×6 200 mm預應力鋼絞線，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm。3107工作面回風巷前期為3107工作面回風服務，后期為3108工作面進風服務。在3107工作面回采期間，回風巷實煤體幫最大位移量達到450 mm，空區幫最大位移量達到650 mm，頂板最大下沉量達到430 mm，巷道最大底鼓量達到640 mm，為滿足生產需求，回采期間對大變形巷段采取剝離破碎圍巖進行重新錨網支護，并對巷頂采用雙抬棚加固。但因圍巖松軟破碎及受采動影響，圍巖變形速率快，局部已進行2次以上擴修，圍巖變形速率仍未減緩。此外，3107回風巷還需留巷作為3108工作面進風巷，故必須對該巷進行補強支護，保證該巷滿足2個工作面回采服務。3號煤層頂底板巖性見表1，3107工作面回風巷位置如圖1所示。

圖1 3107工作面巷道布置平面示意圖

表1 3號煤層頂底板巖性表

2 巷道變形原因及失穩特征分析

1）地質條件方面。從表1中可以看出：布置于3號煤層中的3107工作面回風巷直接頂為硬度系數較低的砂質泥巖，且砂質泥巖具有垂直裂隙發育，直接底為硬度系數較低泥巖，該泥巖具有斜角裂隙發育，巷道幫部為3號煤，硬度系數僅為0.6，故3107工作面回風巷屬于典型的破碎軟巖巷道。布置于破碎軟巖的巷道，因破碎圍巖自穩性差，極易發生塑性變形，是導致巷道支護失穩發生變形的主要因素。

2）支護方面。3107工作面回風巷原支護方式為錨網支護+頂部錨索加固，錨桿長度為2.4 m，錨索長度為6.2 m，從表1中可以看出錨桿錨固層位為砂質泥巖，錨索錨固層位為砂質泥巖與粉砂巖交界處，斷面為矩形斷面，錨桿、錨索采取的支護方法為懸吊法，錨桿、錨索均未完全錨固于穩定巖層中，故無法保障支護強度；同時，根據擴修期間發現的圍巖變形特征及錨桿、錨索破斷分析，錨桿主要斷裂方式為受圍巖錯動剪切造成錨桿錯斷，錨索主要斷裂方式為超過極限抗拉強度后的拉斷，部分錨索發生錨固失效現象，故該支護形式無法滿足破碎軟巖巷道支護強度，且對巷道肩窩、底角支護不到位，造成肩窩處位移最大和底鼓。原支護斷面如圖2所示。

圖2 3107工作面回風巷原支護斷面圖

3）采動影響方面。3107工作面回風巷在掘進期間頂部最大變形速率為5 mm/d，實煤體幫最大變形速率為8 mm/d，煤柱幫最大變形速率為12 mm/d，底鼓最大速率為13 mm/d，且最大速率均為掘進30 d內，后期變形速率有所降低并趨于穩定。在回采期間，距離回采工作面150 m范圍的動壓影響范圍內，頂部最大變形速率達到17 mm/d，實煤體幫最大變形速率為26 mm/d，煤柱幫最大變形速率為32 mm/d，底鼓最大速率為48 mm/d，各項最大變形速率為掘進期間的3～4倍，故破碎軟巖巷道在采動影響下所受應力增大，導致圍巖變形速率成倍增加，采動影響下巷道支護強度不足將導致巷道產生較大變形。

3 強化支護方案

根據巷道變形原因及失穩特征分析得知，由于3107工作面回風巷處于破碎軟巖層位中，原支護強度不足，肩窩及底角支護不到位，造成支護失穩，回采期間受采動影響變形速率加劇，導致巷道產生較大變形，無法滿足安全生產。為保證巷道支護強度，確保該巷在擴修重新支護后滿足2個工作面回采，根據圍巖失穩特征，采取如下針對性強化支護方案：

1）剝離破碎圍巖重新支護。原巷破碎圍巖已不再具備圍巖自穩性，擴修期間，需將破碎圍巖全部剝離后重新采取錨網索主動支護，確保主動支護效果。根據圍巖失穩特征觀察，原巷設計斷面為4.6 m×3 m，變形后最小斷面為3.5 m×2.1 m，充分剝離破碎圍巖后支護斷面為5 m×3 m。

2）增強支護材質。原錨網索支護期間，因圍巖變形產生錨桿錯斷、錨索拉斷或錨固失效現象，需增大錨桿、錨索直徑，同時將錨索長度加長。將錨桿直徑由20 mm增大至22 mm，將錨索直徑18.9 mm增大至21.6 mm，將錨索長度由6.2 m變更為8.2 m。錨桿、錨索直徑加大后，有效增加抗拉、抗剪強度，錨索長度增加至8.2 m后，錨固位置由原砂質泥巖與粉砂巖交界處加深至粉砂巖內錨固，錨固深度更深，錨固層位更加穩定，保證了錨索錨固強度。

3）強化斷面支護。原支護中對肩窩、底角支護強度不足，造成肩窩處位移最大和底鼓，需增強整個斷面內支護，具體支護方案為：①錨網支護：采用φ22mm×2 400mm的HRB335左旋無縱筋螺紋鋼錨桿支護配合14號鋼筋加工的鋼筋梯子梁及8號菱形金屬網進行錨網支護，錨桿間排距800mm×800mm，錨桿螺母預緊力矩不得小于260 N·m，頂部兩側靠幫位置的錨桿要求距肩窩不大于100 mm，并向兩側偏轉15°，幫部最上方一根錨桿要求距肩窩不大于100mm，并向上偏轉15°，幫部從上往下第二根錨桿施工位置為距離最上方一根錨桿以下400mm處，以此加強肩窩處支護強度。幫部最下方一根錨桿距離巷道底板不大于100mm，并向下偏轉15°，確保支護到底，以此加強底角支護；②錨索補強支護：為加強頂部支護，采用φ21.6mm×8 200mm預應力鋼絞線錨索對巷道頂板進行補強支護，頂部錨索布置4根，中間2根錨索間距1 200mm，錨索排距800mm，兩側錨索間距1 400mm，兩側錨索施工角度為向幫部偏轉5°，使錨索發揮懸吊作用的同時對頂部圍巖產生擠壓以增強圍巖自穩性的作用。為解決幫部變形問題，對幫部增加錨索補強支護，兩幫各布置3根φ21.6mm×4 500mm錨索，錨索間距900mm，排距800mm，最上方一根錨索距離肩窩600mm，并向上偏轉5°，保證對肩窩的支護。最下方一根錨索距離底板600mm，并向下偏轉5°，保證對底角的支護。頂部錨索張拉力不得小于30 MPa，幫部煤體部分錨索張拉力不得小于20 MPa，錨索托盤規格為長×寬×厚=300mm×300mm×16mm。支護斷面圖見圖3。

圖3 強化支護下支護斷面圖

4 支護效果分析

為檢驗強化支護后對圍巖的控制效果，在進行強化支護后，及時在巷道內每10 m布置1個礦壓觀測站，主要觀測數據為頂板下沉量、實煤體幫位移量、煤柱幫位移量、底鼓量，觀測頻次為每天觀測1次。觀測期間，選擇建觀測站時間為距離工作面220m處的測站作為檢查結果分析測站，因該測站能夠及時測得受采動影響前、受采動影響期間及受采動影響后的巷道變形結果，便于及時總結強化支護后對圍巖的控制效果。當該測站位于工作面以外時，圍巖變形量結果如圖4所示，圍巖變形速率如圖5所示。當該測站位于工作面以里時，圍巖變形量結果如圖6所示，圍巖變形速率如圖7所示。

圖4 工作面以外圍巖變形量示意圖

圖5 工作面以外圍巖變形速率示意圖

圖6 工作面以里圍巖變形量示意圖

圖7 工作面以里圍巖變形速率示意圖

從圖4中可以看出，回采期間，觀測站在回采工作面位置時，頂板最大下沉量為33 mm，底鼓量最大為195 mm，實煤體幫最大位移量為42 mm，煤柱幫最大位移量為57.3 mm。觀測站距回采工作面距離越大，各項觀測數值逐漸減小，在距回采工作面100m以外的各項觀測數值已趨近于0 mm。從圖5中可以看出，回采期間，觀測站在回采工作面位置時，頂板最大變形速率為4.3 mm/d，底板最大變形速率為24.3mm/d，實煤體幫最大變形速率為4.8 mm/d，煤柱幫最大變形速率為7.4 mm/d。觀測站距回采工作面距離越大，變形速率均逐漸減小，在距回采工作面100 m以外變形速率均趨近于0 mm。

從圖5、圖6中可以看出，回采期間，觀測站距回采工作面35～75 m期間，各項觀測值變形速率最大75 m以后變形速率開始降低，100m后變向速率趨近于0 mm，分析原因為回采期間工作面后方35～75 m為老頂來壓范圍，老頂來壓期間導致圍巖變形速率增高，老頂來壓后，圍巖變形速率迅速降低，直至趨于穩定。老頂來壓后，最終頂板下沉量穩定在105 mm，底鼓量穩定在330 mm，實煤體幫變形量穩定在97 mm，煤柱幫變形量穩定在132 mm，各最終變形量均在巷道允許最大變形范圍內，未發生錨桿、錨索斷裂現象。由此可知，強化支護后的巷道圍巖得到了有效控制。

5 結 論

通過對3107工作面回風巷破碎軟巖巷道變形原因及失穩特征進行分析，采取了針對性強化支護方案，通過采動影響期間礦壓觀測結果顯示，強化支護后的支護強度滿足采動影響下的巷道支護，圍巖變形量在巷道允許最大變形范圍內，巷道圍巖變形得到了有效控制，滿足工作面安全生產需求。