“三軟”煤層巷道圍巖變形特征及支護參數優化

王 平

（河南神火興隆礦業有限責任公司，河南 許昌 461000）

0 引 言

煤礦生產過程煤巷占到了巷道總長度的80%左右。與巖巷相比，巷道布置在煤層中，掘進較容易，常用綜掘。但支護與維護隨煤層變軟增厚難度加大，煤的強度（普氏系數） 較低，煤巷多為矩形或梯形斷面。煤巷中回采巷道最多，受采動影響，礦壓顯現劇烈。其中，巷道掘進過程中還會遇到斷層、陷落柱、圍巖裂隙等地質構造，使巷道圍巖所處地應力場產生相應變化，致使整層煤體破裂，支護難度較大。所以在支護設計中，回采巷道大多采用“U”型鋼或工字鋼等架棚支護，但是支護效果不理想，適應變形能力及安全性差、成本高，后期的生產過程中需要經常維護和返修，增加了巷道維護費用，而且增大員工勞動強度，嚴重影響礦井的持續和高產高效生產。

1 “三軟”厚煤層巷道特點

泉店煤礦回采的1508 工作面，礦區內開采的煤層屬“三軟”煤層。開采過程中表現出結構松散復雜、裂隙（縫） 更多、強度低、可塑性大等特征。在松軟厚煤層，采掘工作面液壓支架的運輸和安裝需要更大的空間，常規綜采工作面安裝前通常采用掩護方式支撐巷道二次收斂變形，直到安裝段結束，該巷道的安全性較差，支護效果也不明顯，并且回收金屬支架和運輸支架的工作繁重且危險。研究“三軟”厚煤層回采巷道支護技術，確定合理的支護形式和支護參數，對控制圍巖巷道變形及應力具有重要的現實意義。由于“三軟”厚煤層特殊的賦存環境，回采巷道掘進及支護非常困難，不僅要考慮安全可靠的施工工藝，而且要保障綜采設備的安全高效安裝。

2 巷道圍巖結構觀測

巖體中存在許多不連續的力學- 結構界面，使整個巖體表面和巖體的力學結構性質發生變形和破壞。此外還分析了該種力學性質對巖體力學結構性質測定的影響，及其他巖體的結構材料。

2.1 現場監測設備

在煤壁的鉆孔上使用窺視儀器可以觀察到不連續面的分布，來檢測煤巖結構的纖維鉆孔機，其主要有2 種類型，光纖鉆孔設備和激光電子光纖。考慮到電子地質探礦的技術優勢，利用小型大孔徑的地質全景觀測電子地質窺視儀，可以觀測大型煤礦的地質構造。對結構原理有更精確和直觀的理解。方便快捷的安裝操作、直觀的數據輸出和顯示效果，克服了傳統自動取芯方法的不足。

2.2 現場結果分析

綜合分析鉆孔施工進程中的水樣數據與地質資料，得出煤壁鉆孔觀測的結果，如圖1 所示。頂板以上0～5.2 m 為5 號煤，黑色發亮，但有少量的夾矸。5.2～12.5 m 為細砂巖和粉砂巖相混合的巖石，巖層呈灰黑色，其中7.9～8.4 m 為粉砂巖，8.4～10.3 m 為細砂巖，巖層結構較為完整，10.1 m處為明顯的橫向裂隙，10.3～12.5 m 為粉砂巖，裂隙較為發育，完整性差。12.5～16.9 m 為粗粒砂巖，巖層呈灰白色，鈣質膠結，有少量的泥巖夾層，其中12.5～15.5 m 巖層完整，15.6～16.5 m 有多處泥巖夾層。16.9～21.0 m 為泥巖和砂巖混合巖，巖層為深灰色，夾泥質，其巖層結構較為完整。根據對巖層結構的觀測，其頂板以上12.5～16.9 m 的巖層結構較為完整。

圖1 煤幫結構觀測影像Fig.1 Observation image of coal wall structure

通過分析煤幫結構觀測結果，煤幫開口處0～1.3 m 煤體裂隙發育，1.3～3.3 m 煤體完整，3.3～5.2 m 煤體有少量微裂隙，發現煤幫的淺部存在弱面，煤幫的深部煤體比較完整。

頂板巖層結構鉆孔觀測結果如圖2 所示。通過分析鉆孔施工進程中的水樣數據與地質資料，可以得出煤壁鉆孔觀測的結果。4.0～8.0 m 是細砂和粉砂的混合物砂巖，其巖層為深灰色和灰黑色，其中4.0～5.0 m 為粉砂巖，巖層較為完整；5.0～5.3 m為細砂巖，巖石結構完整；5.3～8.0 m 為粉砂巖，6.2～6.5 m 較發育。8.0～16.7 m 為粗粒砂巖，其巖層為灰白色，其中介于8.0～8.4 m 為粉砂巖層，該段巖層較為完整；16.7～21.0 m 為泥巖和砂巖混合層，巖層呈深灰色，泥質膠結，該段結構較完整。頂板以上13.9～16.0 m 巖層結構觀測相對完整。

圖2 頂板巖層結構觀測影像Fig.2 Observation image of roof strata structure

通過窺視可看出煤幫淺部0～1.3 m 煤體完整，煤幫1.4 m 和煤幫1.9 m 有明顯橫向裂隙，煤幫2.9～4.0 m 裂隙發育，完整性較差。可看出煤幫淺部存在弱面，煤幫深部煤體比較完整。

3 巷道原有支護方式

3.1 巷道支護參數

3.1.1 頂板支護參數

錨桿間排距為1 000 mm×1 500 mm，每排4根錨桿，中間垂直于頂板；錨固方式采用樹脂加長錨固，采用高強度截面托盤，120 mm×120 mm×10 mm，材質是厚鋼板；網片規格為10 號鐵絲編織的菱形狀金屬網，寬×長為1 000 mm×3 500 mm，網眼直徑50 mm×50 mm。錨索間距1 500 mm×3 000 mm；鋼絞線錨索18.9 mm，總長7 300 mm，外露250 mm；采用樹脂卷的端部錨固。

3.1.2 巷幫支護參數

回風巷道錨桿水平間距為1 500 mm，錨桿垂直間距1 000 mm，每排打入3 根錨桿，上端留600 mm，下部留600 mm；采用左旋螺紋鋼（強度不詳） 樹脂錨桿，規格是18 mm×1 800 mm；使用2個 Z2360 樹脂藥卷固定端頭； 篩網采用HBPP25-25MS 兩向拉伸塑料篩網，寬×長為2 000 mm×2 500 mm，篩孔尺寸為50 mm×50 mm。對于此類型巷道變形會有嚴重損害，此時采取架設連續的11 號工字鋼棚，架棚密度15 m 左右用于支護。支護斷面如圖3 所示。

圖3 1508 回風巷支護斷面示意Fig.3 Support section of 1508 air return roadway

3.2 巷道變形監測

對1508 回風巷頂板位移和兩幫變形進行監測，布置2 個測點，分別為1 號和2 號。監測周期為20 d，分析監測數據，繪制如圖4、圖5 的頂板下沉和兩幫變形特征。

圖4 1508 回風巷頂板下沉特征Fig.4 Roof subsidence characteristics of 1508 air return roadway

圖5 1508 回風巷幫變形特征Fig.5 Deformation characteristics of 1508 air return roadway side

監測結果顯示，頂板累計下沉量接近18.11 cm，在為期20 d 的觀測中，最大沉降速率為6.69 cm/d，但最終沉降速率穩定在0.05 cm/d；巷道兩幫的變形量是支護的難點和重點，監測兩幫累計變形量約56.78 cm，最大收斂速度是23.65 m/d，最終的收斂速率不超過0.03 cm/d。

4 “三軟”煤層巷道圍巖破壞機理

在原始巖石中開挖巷道，重新分配頂板應力后，頂板應力必然在兩個方向上發生變化，這兩個方向分別是垂直應力和水平應力。

自穩隱形拱理論認為，無論是塑性破壞還是斷裂破壞，當遇到擠壓力時，它仍然具有一定的承載能力。該承載力可滿足圍巖承載力的基本要求，所以，在對巷道支護分析時，不要對塑性變形區進行過多的理論研究，而要關注頂板和底板的拉伸應力區。如圖6 巷道頂板趨于劃分。巷道頂板存在潛在的巷道拉應力危險單元體，但破壞巖體受擠壓力，有時不做過多的安全隱患考慮。

圖6 巷道頂板劃分Fig.6 Roof division of roadway

根據上述論點，圍巖巷道頂板中的單元體，由具有較大拉應力的單元體構成，具有潛在的危害。如圖7 所示，圍巖的不穩定區劃分，橢圓形曲線是頂板內拉應力比較大的單元體區域，將此橢圓曲線稱為“自穩隱形拱”。

圖7 巷道圍巖的不穩定區域Fig.7 Unstable area of surrounding rock of roadway

5 圍巖支護參數優化及設計

對拱形巷道錨桿（索） 進行支護參數設計，如圖8 所示。

圖8 改進后的支護參數設計Fig.8 Improved support parameter design

頂板錨桿使用20 mm×2 500 mm 型左旋螺紋鋼，間距為900 mm×1 000 mm，數量為5。巷道頂板錨桿與頂板夾角80°，錨固長度1 500 mm，預緊力為43 kN；巷道兩側的幫部各布置3 根同頂板一致錨桿，間排距是1 200 mm×1 000 mm，上部錨桿與巷幫垂直方向夾角15°，錨固長度600 mm，預緊力為30 kN；托盤是120 mm×120 mm 的鐵托盤結合+300 mm×200 mm×50 mm 木托板組合；網片是40 mm×40 mm 的菱形10 號鐵絲網材質。錨索材質為18.9 mm×8 300 mm 的低松弛鋼絲繩，間排距3 200 mm×2 000 mm，錨固長度為1.5 m，預緊力為100 kN。

6 結 論

由現場數據結合理論分析，總結出“三軟”厚煤層巷道變形破壞機理分析，基于“自穩隱形拱理論”的“三軟”厚煤層巷道穩定性控制，主要為以下3 點。

（1） 現場圍巖結構觀測顯示頂板淺部是泥巖松軟、節理裂隙發育；煤幫的淺部存在弱面，煤幫的深部煤體比較完整。

（2） 圍巖變形特征觀測結果顯示，頂板下沉34.82 cm，兩幫變形50.90 cm。現場巷道圍巖的變形特征更加明顯，圍巖的整體穩定性不太理想。

（3） 基于“自穩隱形拱”理論的圍巖自穩原理，通過改變斷面幾何形狀提高圍巖自穩能力，從而降低礦壓作用對支護結構的不必要荷載。