煤礦井下巷道圍巖協同支護技術的應用研究

王志仁

（山西煤炭運銷集團呂梁有限公司，山西 孝義 032300）

隨著煤礦井下綜采作業深度的不斷增加，井下巷道地質條件日趨復雜，在開采過程中的綜采擾動和礦壓波動下，巷道圍巖受力增加，在井下肩窩位置處極易遺留三角煤，使該位置煤體在應力擠壓作用下發生擴容變形，造成支護錨桿、錨索破斷[1]，給煤礦井下綜采作業安全造成了嚴重的隱患。

由于傳統的單方式支護方案在實際使用過程中具有較大的局限性，無法滿足深井巷道內的支護安全性需求，因此結合井下實際情況，提出了一種新的煤礦井下巷道圍巖協同支護技術。

1 巷道支護現狀

以某煤礦井下巷道為研究對象，其巷道斷面為拱形，巷道寬5.8 m，高4.1 m，巷道采用了錨網索+滯后注漿+噴漿支護的綜合支護方案，支護錨桿采用了直徑為22 mm 的螺紋鋼，錨索采用了結構鋼絞線，在巷道煤柱側采用了注水泥漿防護，在泥漿上側鋪設一層混凝土用于加強[2]。在實際綜采作業過程中，巷道底板的變形量約為5 000 mm，而巷道兩幫的變形量也達到了3 000 mm，井下巷道煤柱的外側大范圍的開裂，存在著大量的錨索斷裂、鋼帶斷裂等，在整個作業過程中的起底量約為10 次，巷道兩側的刷幫的深度也達到了2 000 mm 以上，在綜采作業過程中是處于邊掘進邊修補的狀態，巷道井下圍巖變形結構如圖1 所示。

圖1 井下圍巖變形結構示意圖

2 井下圍巖變形控制原理

由于煤礦井下的巷道圍巖變形主要是由于礦壓波動以及綜采擾動導致的，因此對井下圍巖的變形控制也主要是從這兩個方面開展[2]。

抵抗礦壓波動影響的方法主要是錨桿支護及注漿改性，在采用錨桿支護時需要根據煤礦井下的實際情況進行支護結構布置，在采用注漿改性時，則是將漿液充填到圍巖的縫隙內，通過漿液的凝結力將破碎的圍巖結合到一起，形成一個穩固的巖體結構，從而有效提升巖層在礦壓波動下的穩定性。

在進行抵抗礦壓波動的結構布置時，首先對巷道截面進行優化，為了改善傳統拱形巷道在作業過程中容易出現的肩窩區三角煤不穩定性高，錨桿、錨索破斷嚴重的問題，在經過多次試驗驗證后對巷道斷面進行了一定的改動，將其斷面結構更改為沿著頂板掘進的倒梯形結構，巷道頂板和水平反向呈7°的夾角，巷道總寬為5 800 mm，側幫高度為4 190 mm，煤柱的側幫高3 580 mm。

在支護時，為了提高支護強度，采用了高強度的支護錨桿，為了提升支護可靠性，在錨桿處同步增加了錨桿托盤、調心球墊等，在巷道頂板的支護錨桿處設置W 鋼帶支護，錨索采用1×19 結構的預應力鋼絞線，錨索在布置時需要和異形托板配合使用，頂板錨桿的預緊力設置為600 N·m，幫錨桿的扭矩設置為400 N·m，保證錨桿、錨索的支護穩定性，該巷道錨桿錨索支護結構如下頁圖2 所示[3]。

圖2 井下巷道支護結構示意圖（mm）

對于井下綜采擾動問題，則主要采用水力壓裂技術，在巷道頂板上設置水力壓裂孔，然后通過高壓水力壓裂，形成預裂孔，保證堅硬的巷道頂板能夠及時垮落，避免在井下綜采擾動的情況下出現塌方。在進行注漿改性時，注漿材料采用了最新的有機復合改性材料，其水灰比為0.9，注漿時的注漿壓力設置為8 MPa，為了保證注漿的連續性和凝結情況，注漿時采用從下到上間隔注漿的方案，提升注漿的滲透性。注漿孔設置時根據煤礦井下的實際情況，設置注漿孔的直徑為42 mm，注漿孔1 的深度設置為11 m，傾角為36°，注漿孔2 的深度設置為9.4 m，傾角為64°，其注漿孔布置結構如圖3 所示[4]。

圖3 注漿孔布置結構示意圖（mm）

3 協同支護應用效果分析

為了對煤礦井下協同支護方案的實際應用效果進行分析，在煤礦井下巷道內布置了4 組觀測站點，對井下綜采作業過程中的錨桿、錨索受力、巷道圍巖變形等進行監測，其結果如圖4 所示。

圖4 優化后巷道頂板及兩幫變形量

由圖4 可知，優化后巷道兩幫的最大變形量約為57 mm，比優化前的112 mm 降低了49.1%；優化后頂板的變形量約為118 mm，比優化前的258 mm 降低了54.3%，顯著的提升了煤礦井下巷道兩幫和頂板的變形量，對提升綜采作業的安全性和經濟性具有十分重要的意義。

4 結論

1）巷道圍巖變形主要是由于礦壓波動以及綜采擾動導致的，因此對井下圍巖的變形控制也應該主要從這兩個方面開展；

2）抵抗礦壓波動影響的方法主要是錨桿支護及注漿改性，對于井下綜采擾動問題，則主要采用水力壓裂技術；

3）應用本文提出的井下巷道支護方案，能夠將巷道圍巖兩幫變形量降低49.1%，巷道頂板變形量降低54.3%，對提升綜采作業效率和安全性能具有十分重要的意義。