深井特厚煤層沿空掘巷圍巖控制技術優化研究

黃祖軍，謝益盛

(淮北礦業(集團)有限責任公司 朱仙莊煤礦， 安徽 宿州 234111)

1 工程概況

安徽皖北煤田某礦主采8#和10#煤層，礦井Ⅱ836工作面位于Ⅱ3采區四區段，上鄰近Ⅱ834工作面采空區，下鄰Ⅱ838工作面(尚未準備)。工作面走向長534 m，傾斜長為164.3 m，煤層傾角為13°～23°，煤層厚度8.2～12.2 m，平均厚度為10.2 m，煤層節理裂隙發育，工作面區域煤層頂板巖層為粉砂巖和中粒砂巖，底板巖層為泥巖和細粒砂巖。

Ⅱ836風巷主要為工作面提供回風和行人需要，巷道沿8#煤層底板掘進，其與上區段采空區間的凈煤柱寬度為5.5 m，設計斷面為三心拱形，斷面尺寸為凈寬4.8 m×凈高3.5 m，巷內原有支護采用36U型棚+鎖腿、鎖梁錨索+煤柱幫注漿(水泥漿)的支護方案，具體支護方式見圖1.

Ⅱ836風巷采用原有支護方案掘進期間，巷道內每間隔30～50 m布置一組圍巖變形監測點，監測斷面滯后迎頭200 m范圍內，2 d觀測一次；監測斷面滯后迎頭200 m后，7 d觀測一次。根據2020年1月30日—2020年5月10日的觀測結果得出圍巖變形曲線，見圖2.
圖中無點段為該時間段由于現場施工未進行現場觀測。分析圖2可知，在現有支護方案下，巷道掘出2個月后頂底板及兩幫移近量已分別達到365 mm和211 mm，且圍巖仍在繼續變形，難以滿足后期工作面回采需要，故需對現有支護方案進行優化，確保巷道圍巖的穩定。

2 多圈層聯合支護技術

2.1 支護現狀分析

目前巷道支護采用被動與主動相結合的支護方式，被動支護為36U鋼棚，主動支護為錨索梁、鎖腿梁及沿空側注漿，巷道沿煤層底板進行掘進作業，巷道上方為厚煤頂，煤頂平均厚度為6.7 m，且8#煤層為松軟煤層，沿空巷道掘進后，圍巖在掘進動壓影響下，應力重新分布，巷道圍巖在上區段和本區段采掘動壓擾動下圍巖塑性區發育范圍大。II836風巷頂板采用5道錨索梁支護，5道錨索梁均錨固在直接頂粉砂巖內，即錨索梁起到懸吊作用，形成懸吊拱，而淺部破碎圍巖并未有任何主動方式將其組合在一起，使組合梁與錨索形成拱梁耦合支護。巷道頂板淺部圍巖變形能量基本均通過被動支護(36U鋼棚)進行釋放，這是導致巷道頂板下沉量大的主要原因。

圖1 II836風巷現有支護斷面圖

圖2 原有支護下圍巖變形曲線圖

Ⅱ836風巷掘進期間兩幫均采用鎖腿梁加固，鎖腿梁由3.1 m錨索與鎖梁組成，巷道沿空側采用噴漿封閉+注漿加固的方案；由于巷道兩幫為松軟煤體，錨索在煤體內的錨固效果差，錨索預緊力難以施加，且由于煤柱僅為5.5 m，巷道掘進期間煤柱基本處于塑性狀態，將錨索錨固在沿空側煤柱內，起不到主動支護效果。另外現場施工時，沿空側注漿采用水泥漿，水泥漿由于擴散性差，在煤體內難以有效擴散，且注漿鉆孔布置存在一定問題。上述問題導致II836風巷掘進期間兩幫變形量大。

2.2 多圈層支護技術

針對II836風巷支護現狀分析及現有支護下的圍巖變形數據，結合眾多特厚煤層支護理論[1-4]，確定采用多圈層支護技術。該支護技術針對巷道頂板現有主動支護方式單一，淺部破碎圍巖基本無主動支護的問題，提出了利用等排距的錨桿索構建巷道頂板多承載圈的技術思路。一排錨桿和一排錨索間隔布置，相鄰錨桿和錨索之間的排距相同，從而充分發揮錨桿和錨索各自的支護能力，避免高預拉力錨索對錨桿造成干擾。同時，錨桿和錨索在巷道頂板2.6 m、8.2 m的層位上分別形成了“淺部基礎層”和“深部強化層”。巷道圍巖外部采用U型鋼支護作為外部承載殼，進而巷道整體支護形成“外部承載殼+淺部承載層+深部錨固層”的多圈層支護，具體支護方案見圖3.

圖3 巷道圍巖多圈層高效支護示意圖

巷道淺部圍巖采用大錨桿技術，即錨桿以高預緊長錨固技術為基礎，確保錨桿錨固在塑性圈或彈性圈內，通過錨桿支護形成高預緊力、厚錨固層的連續梁，具體錨桿支護原理如下：

新型大加固圈：在進行錨桿支護時，盡可能將錨桿錨固在相對穩定的圈層內，以提升其主動支護效果，實現提升圍巖自身承載力的目的，加大承載圈的強度和厚度，抵抗應力擾動,具體支護原理見圖4. 傳統小加固圈支護密度高，但承載層薄，支護效率低，常有安全隱患，新型大加固圈雖然支護密度低，但承載層厚，支護效率高，安全可靠。

圖4 新型大加固圈支護原理圖

高強厚承載圈支護技術以高預緊長錨固技術為基礎[5-8]，高預緊長錨固技術可以形成高預緊力、厚錨固層的連續梁，以限制淺部圍巖的變形。

2.3 多圈層支護效果模擬

為了解多圈層支護技術實施效果，以Ⅱ836風巷為工程背景，利用FLAC3D數值模擬軟件對巷道僅采用錨桿支護和采用錨桿+錨索多圈層兩種支護方式時的效果進行對比分析，兩種支護方案下圍巖預應力場分布見圖5.

圖5 不同支護方案下預應力場分布圖

由圖5可知，當巷道單純使用錨桿支護時，淺部圍巖內形成的壓應力為0.14 MPa，當采用多圈層支護時，淺部圍巖壓應力提高為0.22 MPa，提升57.14%；從圖中能夠看出錨索錨固效應大幅改善了深部圍巖的應力狀態。綜合上述分析可知，巷道圍巖采用多圈層支護時，巷道頂板穩定性顯著提升，圍巖應力狀態得到優化，有利于沿空巷道圍巖穩定。

3 支護優化方案及模擬驗證

3.1 支護優化方案

根據Ⅱ836風巷地質賦存條件，結合上述支護現狀分析可知，現有支護中存在的主要問題為頂板淺部圍巖無主動支護、幫部錨索錨固效果差，根據多圈層支護技術原理，確定支護優化方案如下：

1) 外部承載殼。巷道外部采用36U型棚支護，U型鋼棚為三心拱棚(四節棚)，棚距600 mm，全斷面采用雙抗網+金屬網+鐵背板進行腰背，鐵背板間距為300 mm，金屬網聯網時應扣扣相聯。

2) 鎖腿、錨索梁。巷道頂部布置5排鎖梁，每道鎖梁由2根錨桿+1根錨索+1道鎖梁組成，錨桿參數d22 mm×2 600 mm，排距為2 200 mm，錨索采用YMS22/9.3-1860型鋼絞線錨索，排距為2 200 mm，鎖梁采用廢舊U型鋼加工，鎖梁長度為2 500 mm，每根鎖梁在兩端和中部分別開口，兩端開孔用于錨桿支護，中部開孔用于錨索支護，即2根錨桿+中部1根錨索形成一個支護排距。巷道幫部布置兩排鎖腿梁，第一道鎖腿梁在距離底板500 mm處布置，采用YMS22/3.1-1860型鋼絞線錨索支護，第二道鎖腿在距離底板1 500 mm處布置，采用d22 mm×2 600 mm的高強螺紋鋼錨桿支護，兩道鎖腿梁排距均為1 200 mm. 巷道鎖梁、鎖腿的錨索預緊力不小于30 kN，錨桿預緊扭矩不小于200 N·m.

3) 煤柱幫注漿。布置2排注漿錨桿，間距1 500 mm，排距1 800 mm，優化注漿材料為水泥+外加劑，配比比例為水∶(425#普通硅酸鹽水泥+外加劑)=0.5∶(0.85+0.15)，外加劑的主要作用為細化水泥水化后的顆粒，利于水泥漿在煤體內的擴散，

注漿管采用d25 mm×2 500 mm的注漿花管，第一排注漿花管布置在距底板300 mm的位置處，注漿孔間排距1 500 mm×1 800 mm，煤柱幫噴漿噴砼強度為C20，厚度為100 mm，噴漿結束后即可進行注漿作業。采用兩循環實施注漿，每循環排距為3 600 mm，終孔注漿壓力為2～3 MPa.

Ⅱ836風巷優化后支護方案見圖6.

3.2 模擬驗證

為分析Ⅱ836風巷支護優化方案的可行性，采用FLAC3D數值模擬軟件建立數值模型，模型長180 m×寬100 m×高37.5 m，固定模型底邊垂直及兩側邊的水平位移，設置模型側壓系數為1.2，為方便研究，將II836風巷三心拱形斷面，簡化為半圓拱形，斷面尺寸相同[9-10]，數值模型力學模型圖見圖7.

根據8#煤層頂底板巖石力學報告及陷落柱內充填物的具體情況，確定模型中各巖層的力學參數見表1.

基于模擬結果，得出采用優化方案后巷道掘進期間圍巖變形曲線，見圖8.

圖6 優化后支護斷面示意圖

圖7 數值模擬力學模型圖

圖8 模擬圍巖變形曲線圖

表1 8#煤層頂底板巖層物理力學參數表

分析圖8可知，巷道采用多圈層支護優化方案后，掘進期間頂板下沉量和底板鼓起量分別為0.111 m和0.052 mm，實體煤幫和煤柱幫移近量分別為0.05 mm和0.056 mm，圍巖變形量相較于原支護方案大幅下降。據此可知，優化后多圈層支護方案能夠保障圍巖穩定性。

4 結 論

1) Ⅱ836風巷原有支護方案下圍巖變形量大的主要原因為：頂板淺部破碎圍巖無主動支護，兩幫錨索錨固在煤體內錨固效果差，沿空側注漿材料選用不合理。

2) 多圈層支護技術通過“外部承載殼+淺部承載層+深部錨固層”的組合支護來保障巷道圍巖的穩定，巷道采用多圈層支護時，頂板穩定性顯著提升，圍巖應力狀態得到優化，有利于沿空巷道圍巖穩定。

3) 根據Ⅱ836風巷原支護存在的問題及多圈層支護技術，設計優化為：36U型鋼棚(棚距600 mm)+頂部5道鎖梁(2根錨桿+1根錨索+1根鎖梁為一組，排距2 200 mm)+幫部兩道鎖腿(底角采用錨索鎖腿，巷幫采用錨桿鎖棚，排距1 500 mm)的多圈層支護方案。數值模擬驗證可知，巷道采用多圈層支護技術后，圍巖變形量大幅降低，支護方案能夠保障圍巖穩定。