薄煤層半煤巖回采巷道支護技術研究

原少宏

（晉能控股裝備制造集團有限公司寺河煤礦二號井，山西 晉城 048019）

1 工程概況

寺河煤礦二號井隸屬于山西晉能控股煤業集團，現主采9#煤層。煤層厚度0.58～1.50 m，均厚1.10 m，屬于薄煤層，煤層傾角2°～13°，平均傾角3°，總體較穩定，基本無夾矸層，層理不發育，但節理和裂隙比較發育，強度較低。煤層直接頂為粉砂巖，均厚3.9 m，普氏硬度系數為3，抗壓強度為31.3 MPa，抗剪強度為8.4 MPa，屬Ⅱ類中等穩定直接頂；基本頂為細砂巖，均厚5.30 m，普氏硬度系數為6，抗壓強度為28.8 MPa，抗剪強度為4.76 MPa，屬于穩定巖層，Ⅲ類穩定頂板；直接底為砂質泥巖，均厚3.50 m，普氏硬度系數為2，抗壓強度為25.25 MPa，抗剪強度為2.93 MPa，屬Ⅰ類較穩定底板；基本底為細砂巖，平均厚度為3.00 m，強度與基本頂細砂巖一致，屬Ⅲ類穩定底板。

94316 工作面回采巷道沿煤層底板破頂掘進，巷道斷面為矩形，巷道寬4.2 m，高2.4 m，遠高于煤層厚度，屬于典型的半煤巖巷道。鑒于該半煤巖回采巷道頂板較堅硬，而煤層和底板較軟弱，具有一定的特殊性，需對其合理的支護方案展開研究[1-4]。

2 現場觀測

2.1 圍巖鉆孔窺視

在94316 工作面回采巷道頂板及兩幫打鉆，使用礦用鉆孔窺視儀對孔內圍巖裂隙發育情況進行觀測。由觀測結果得知，巷道頂板整體較完好，僅有幾處較短的縱向裂隙，這是由于其直接頂為強度較高的粉砂巖，且厚度適中，因此不易破壞。而兩幫的情況并不理想，由于煤體強度較低，在壓力作用下變得破碎，導致巷幫上部巖層中也出現了縱向裂隙，部分區域巷幫內部有離層的趨勢，其破壞深度大致為1.1～1.3 m 之間。巷道圍巖產生縱向裂隙的主要原因是由于在覆巖載荷的作用下，圍巖發生剪切破壞。另外，巷道開挖后，巷幫形成自由面，在水平構造應力的作用下，開始釋放應力，導致兩幫圍巖向中間移動變形，加之支承壓力影響，極易形成環向裂隙，嚴重影響巷道穩定性。

2.2 超聲探測儀觀測

利用U510 非金屬超聲探測儀對巷道圍巖松動圈進行觀測，在距掘進工作面正頭10 m 及60 m 各布置一個測站，每個測站含兩個測點，分別位于巷道兩幫的中間。觀測結束后，選取具有代表性的數據進行分析，測孔內的聲波速度可以反映出圍巖的完整性是否遭到破壞。各測點的聲波速度變化曲線如圖1。

圖1 測孔聲波速度變化曲線

由圖1 可知，隨著孔深的增加，聲波的速度也隨之增快，在0～1.2 m 范圍內的波速較小，且基本穩定，而距孔口超過1.2 m 后，波速大幅度增加，測孔1.2 m 范圍后的平均波速為1.6 km /s。這說明巷道1.2 m 范圍內的煤巖體發生了明顯破壞，1.2 m范圍外的煤巖體完整性較好。結合鉆孔窺視結果可以確定出圍巖松動圈的范圍為0～1.3 m。

3 半煤巖巷道支護機理

3.1 巷道頂板支護機理分析

巷道頂板巖層較堅硬，強度高，完整性未受到明顯破壞，且井下水平主應力方向與煤層傾向一致，對頂板的影響較小。因此，頂錨桿支護形式主要以懸吊作用來確定，為防止頂板各巖層之間發生錯動，錨桿需具有較高的抗剪強度。另外，為了避免應力在巷幫肩窩處集中，造成肩窩剪切破壞，需在肩窩處按一定角度安裝錨桿，以此將上方承載結構的支點從肩窩處轉移到兩幫深部。

3.2 巷道兩幫支護機理分析

隨著工作面的推進，在支承壓力的作用下，巷幫煤體向自由空間發生塑性變形，導致巷道斷面逐漸縮小。另外，由于半煤巖巷道中煤體強度遠低于頂底板強度，且煤層與巖層間粘結力較低，易造成兩幫煤體與頂底板巖層間出現錯動，并向巷道內部擠出，使得巷道變形進一步加重。因此，控制巷幫變形的關鍵，是需要防止錨桿錨固范圍內的煤體剪切破壞面進一步擴張。如圖2 所示，控制剪切破壞，需增大煤體在2 類剪切滑移面上的正應力，并減小剪應力。在打幫錨桿時安裝木托板，可使得錨桿的約束力在第一類滑移面上沿法向和切向分解，相應地提高了正應力，減小了切應力，另外錨桿桿體的抗剪強度也可削弱2 類滑移面上的剪應力。以此控制巷幫深部煤體在工作面回采過程中擠出。

圖2 兩類剪切滑移面

4 數值模擬分析及支護方案

4.1 模型的建立

根據現場地質條件及煤層賦存情況，采用FLAC3D數值模擬軟件研究分析不同錨桿間排距的支護效果。為消除邊界效應的影響，模型整體尺寸設計為：長×寬×高=150 m×150 m×100 m，對研究區域的網格進行加密劃分，計算的本構模型采用摩爾-庫倫模型，模擬中煤巖體的物理力學參數見表1。

表1 煤巖物理力學參數表

4.2 模擬結果分析

（1）保持錨桿排距不變，通過改變錨桿間距來研究其對巷道穩定性的影響，模擬結果如圖3。由圖3 可以看出，將錨桿間距由1000 mm 逐漸減小至800 mm 時，大幅度減小了巷道頂板的變形量，其最大下沉量由357 mm 下降至238 mm，減小了33.3%。繼續降低錨桿間距時，頂板的下沉量變化幅度已趨于平穩，控制頂板的作用已不明顯，錨桿密度過高反而會導致頂板破碎。因此確定合理的錨桿間距為800 mm，此時巷道頂板的變形滿足生產需要。

圖3 不同錨桿間距下的頂板位移云圖

（2）保持錨桿間距不變，通過改變錨桿排距來研究其對巷道穩定性的影響，模擬結果如圖4。由圖4 可以看出，將錨桿排距由1000 mm 逐漸減小至800 mm 時，頂板最大下沉量由318 mm 下降至207 mm，減小了35.0%，而繼續降低錨桿排距對控制頂板的作用已不明顯。錨桿排距為800 mm 時的巷道頂板的變形程度可以滿足生產需要。

圖4 不同錨桿排距下的頂板位移云圖

4.3 支護方案

結合現場觀測結果及數值模擬分析，提出“錨桿+金屬網+工字鋼”的聯合支護技術。頂板采用螺紋鋼錨桿支護，錨桿規格為20 mm×2000 mm，間排距為800 mm×800 mm，每排安裝5 根錨桿，頂板最兩端的角錨桿分別向巷幫傾斜15°安裝。主幫采用高強度玻璃鋼錨桿+塑鋼網+木托板支護，副幫采用螺紋鋼錨桿+金屬網+木托板支護，兩幫錨桿直徑均為20 mm，長度均為1600 mm，間排距均為800 mm×800 mm，最底排幫錨桿均向下傾斜15°安裝。巷道支護斷面圖如圖5。

圖5 巷道支護斷面圖（mm）

5 現場應用效果分析

采用十字布點法在距掘進面正頭每隔100 m 布置一個測點，對巷道圍巖的變形量進行觀測。受采動影響，圍巖的變形量逐漸增大，前期變化幅度較大，后逐漸趨于平穩，頂底板最大變形量約為107 mm，兩幫最大變形量約為131 mm，滿足礦井安全生產要求，該方案有效控制了巷道圍巖的變形。

6 結論

（1）通過鉆孔窺儀及超聲波檢測儀對巷道圍巖的裂隙發育程度進行了觀測，得出圍巖松動圈范圍為0～1.3 m，并結合9#煤層的賦存條件對半煤巖巷道的支護機理進行了分析，得出巷幫的支護關鍵在于控制好2 類剪切滑移面。

（2）利用FLAC3D數值模擬軟件分析了不同錨桿間排距下的頂板下沉情況，得出合理的頂錨桿間排距為800 mm×800 mm，并結合現場實際條件確定出支護方案，現場應用效果表明該方案控制效果較好，保證了井下安全高效生產。