新元礦大埋深軟巖巷道變形機理及控制技術

白文斌

(潞安化工集團 山西新元煤炭有限責任公司，山西 晉中 045400)

1 工程概況

新元煤礦3210工作面位于一水平西采區，主采3號煤層，煤層埋深558.5～611.0 m，煤層厚度1.60～2.24 m，平均厚度1.91 m，傾角為2～6°，煤層中一般含1～2層泥質夾矸，厚度一般為0.02～0.05 m，總體賦存穩定，結構較簡單。煤層頂底板巖性情況如表1所示。

表1 煤層頂底板結構

3210工作面東鄰3209工作面(未掘)，西鄰陳家溝回風大巷，北鄰西膠帶運輸大巷，南部未布置巷道。3210工作面輔運巷沿煤層頂板掘進，巷道設計為矩形斷面，凈寬5.4 m，凈高3.5 m，巷道在掘進過程中變形嚴重，需要進行多次修復，嚴重制約了巷道的正常掘進速度。因此，需對3210輔運巷的變形破壞機理展開研究，并采取針對性的措施對巷道圍巖進行控制。

2 巷道變形破壞機理

2.1 圍巖變性特征

在3210輔運巷已掘區域內布置監測點，分析巷道圍巖的變形特征，將監測得到的變形數據繪制成曲線如圖1所示。

圖1 巷道圍巖變形曲線圖

由圖1可知，3210輔運巷圍巖變形主要有以下幾點特征：①圍巖早期變形速度較快，在巷道掘進過監測點8 d的時間內，圍巖快速變形，其頂板下沉速度最大可達32 mm/d，煤柱幫的變形速度最大為36 mm/d，底板向上移近速度最大為17 mm/d；②圍巖持續變形的時間較長，在掘巷過監測點26 d后，監測點的位移才逐漸趨于穩定；③巷道斷面整體變形量較大，其中，頂板最大下沉量達到了385 mm，底板最大變形量達到了200 mm，煤柱幫及煤壁幫的最大移近量分別達到了490 mm及370 mm；④巷道圍巖呈不對稱變形，煤柱幫的變形程度明顯大于煤壁幫。

2.2 圍巖變形影響因素

1) 大埋深，高應力。3號煤層平均埋深580 m，屬于深井，巷道圍巖處于高應力環境中容易產生大變形。在3210輔運巷內布置2個測站，通過水壓致裂法對巷道周圍的地應力大小及方位進行測量，測量結果如表2所示。

表2 地應力測量結果

由表2可知，3210輔運巷周圍的應力較高，其垂直應力平均為11.91 MPa，最大水平主應力平均為21.96 MPa。水平應力明顯高于垂直應力，說明巷道附近以水平應力為主導，水平應力對于巷道圍巖的穩定性影響較大，另外最大水平主應力的方位為北偏西7～10°，與巷道節理夾角較小，導致巷道變形較大，難以維護。

2) 圍巖強度低，節理裂隙較發育。在3210輔運巷內對頂底板圍巖進行打鉆取芯，通過紗線切割機將煤巖樣制成標準試件，采用伺服機等設備，對煤巖樣本的抗壓強度、抗拉強度、內聚力等力學參數進行測定，測試結果如表3所示。

表3 煤巖物理力學參數測定結果

由表3測試結果可知，3號煤及其頂底板巖層的強度均較低。

通過窺視孔觀察巷道圍巖的內部結構情況，發現巷道頂板有較多的縱向及橫向裂隙，且基本互相貫通，直接頂有輕微離層的現象，兩幫有明顯的劈裂縱向裂隙，離層量較大。因此，圍巖強度低，內部裂隙發育是導致巷道破壞的內部因素。

3) 頂板淋水。3號煤層上方有K8下和K8砂巖，屬含水層，在掘進過程中出現頂板滴淋水現象，頂底板中的泥巖及砂質泥巖的礦物成分多為高嶺石，遇水后極易發生膨脹變形，導致圍巖強度降低，同時，由于3210輔運巷圍巖自身節理裂隙較為發育，提供了更多的水利流動通道，導致圍巖破壞形成惡性循環，變形量持續增大。

4) 原有支護方案不合理。通過現場觀察及對比分析，發現原有支護存在以下幾點問題：①錨桿預緊力不足，無法較好地持續加固頂板及兩幫；②錨索網等支護構件沒有形成互相協調的統一整體，主動支護作用不能充分發揮；③未進行有效的探放水及防水措施。

3 圍巖控制技術

3.1 高強錨桿支護

預緊力是錨桿支護系統的決定性參數，增加錨桿預緊力能有效增大巷道圍巖壓應力場應力值及擴散范圍；錨桿長度的選擇應充分考慮錨桿預應力、巷道圍巖破碎程度與可錨性；對于相同錨桿材料,直徑越大強度越高,預應力擴散范圍越大；錨桿垂直于巖面布置時，巷道圍巖形成的壓應力區分布更加均勻,錨桿預應力疊加效果更好。研究表明，當錨桿預緊力達到桿體屈服強度的30%～50%時，可以保證預應力的有效擴散。

3210輔運巷原先支護中所用錨桿的扭矩為150 N·m，即預緊力為25 kN，僅為桿體屈服強度的20%，明顯偏小，主動支護作用不能充分發揮。為此，改用高強度螺紋錨桿進行支護，并將扭矩提高到300 N·m，使得錨桿預應力得以有效擴散，保證支護的有效性。

3.2 巷幫控制對策

由圖1可知，巷幫的變性破壞程度明顯高于頂底板，為此需對巷幫進行加強支護。考慮先采用錨索支護，將巷幫淺部的離層區固定于深部穩定區上，再配合桁架連接器對錨索進行張緊，增強預應力，并視圍巖變形情況采取一定的讓壓措施，使巷幫保持穩定性。

3.3 支護方案

頂板錨桿為直徑20 mm、長度2 300 mm的高強度螺紋鋼錨桿，間距為700 mm，排距為800 mm，一排布置7根錨桿；頂錨索采用直徑18.9 mm，長度7 100 mm的鋼絞線，一排布置3根，間距為1 400 mm，排距為800 mm。

兩幫采用“錨索+塑鋼網+桁架”的形式進行聯合支護，其中錨索采用直徑18.9 mm，長度3 500 mm的鋼絞線，一排布置4根，間距為1 000 mm，排距為800 mm，錨索下鋪塑鋼網，配合D14 mm×1 000 mm規格的金屬桁架加強支護。支護方案如圖2所示。

圖2 巷道支護方案(mm)

3.4 探放水措施

針對巷道的頂板淋水來源，采用物探、鉆探等方法對掘進工作面前方的含水量進行探測，并進行針對性的放水。另外，錨索及錨桿的錨固劑均采用防水型，并對孔口進行泥漿封堵處理，同時，對淋水段的巷道表面進行噴漿處理。

4 應用效果分析

為分析3210輔運巷軟弱圍巖支護方案的應用效果，在巷道內布置監測站，采用十字布點法監測巷道在掘進期間的圍巖變形量，監測結果如圖3所示。

圖3 改進支護后的巷道圍巖變形量

由圖3可知，采用該圍巖控制方案后，頂板最大下沉量為152 mm，較原支護降低了60.5%；底板最大變形量為81 mm，較原支護降低了59.5%；煤柱幫及煤壁幫的最大移近量分別為158 mm及112 mm，較原支護分別降低了67.8%、69.7%。巷道圍巖的變形量大幅減小，說明該方案的控制效果顯著。

5 結 語

1) 3210輔運巷圍巖變形特征為早期變形速度快、變形量大，且圍巖呈不對稱變形，煤柱幫的變形程度明顯大于煤壁幫。

2) 影響3210輔運巷圍巖變形破壞的主要因素為：巷道的埋深大、應力高、圍巖強度低、節理裂隙較發育、頂板淋水及原支護參數不合理。

3) 基于圍巖變形特征及影響因素，提出了圍巖控制方案并應用于現場，結果表明：圍巖變形量大幅降低，取得了良好的控制效果。