松散煤層回采巷道頂板圍巖控制技術與應用

王俊波

（山西汾西正佳煤業有限責任公司，山西 隰縣 041399）

0 引言

各地現代化經濟建設水平的不斷提升，使得各行各業發展對煤炭資源的使用量需求越來越大。然而，隨著煤礦開采活動范圍的擴大、項目建設規模的增加，不得不面臨復雜的地質環境問題。為提高煤礦項目開發建設效率，本文以松散煤層回采巷道頂板圍巖建設條件為例，通過分析其變形破壞特征與圍巖控制機理，來滿足開采活動的安全可靠需求。

1 工程概況

某煤礦地處山西東南方向的高原地區，屬于太行山脈南端。煤田地面的總體趨勢呈現北部高、南部低。礦井開采煤層構造為：單斜，呈東高西低地勢狀態；傾角在8°以下，底板標高為+190～450 m；煤層埋深450～880 m 之間；厚度平均5.85 m，單軸的抗壓強度8.69 MPa。在地質方面，存在煤質松散，且存在0.2～0.3 m 厚的炭質泥巖夾矸層。煤層基本頂是中砂巖，單軸抗壓強度107.82 MPa；直接頂是泥巖。礦區開采范圍的地質條件裂隙呈現為較發育狀態，總體上屬于穩定可采地質條件。但在首采盤區南部位置的1301工作面，其輔運巷巷道毛高為3.7 m，全長為1 220 m，沿著煤層底板布置。根據對已開發300 m 輔運巷場巖層環境進行分析，發現巷道處在松散與破碎煤層。煤體手搓即碎，且呈碎塊狀，一邊掘進一邊散落。而圍巖結構負責，其層位呈交錯狀態，引發巷道建設變形問題嚴重。當前開采作業采用錨網與梯子梁支護作業方式，無法達到煤礦巷道建設的安全控制需求。為提高煤礦開采進一步作業的安全可靠性，工程建設者加大了圍巖變形破壞特征與控制機理方面的研究，以強化圍巖支護設計技術的作用效果。

2 松散煤層回采巷道頂板圍巖的變形破壞特征與控制機理

2.1 變形破壞特征

為掌握松散煤層回采巷道頂板圍巖的地質結構情況，技術人員選用CXK12 礦用電子鉆孔窺視儀，來分析確定煤層巷道頂板所處的巖體裂隙條件、節理狀態以及層理發育情況[1]。具體過程，就是將窺視鉆孔設置在工作面輔運巷250 m 和300 m 里程處。煤層頂板鉆孔窺視情況，如圖1 所示。

圖1 煤層頂板窺視柱狀圖（單位：mm）

從圖1 可見，煤層巷道頂板局部巖層環境為破碎帶，且存在裂隙與節理以不連續狀態較發育問題，影響了頂板巖層的強度性能。而后，選用具有代表性的巖樣，借助FLAC 數值模型對其物理力學參數進行分析[2]。經實驗結果顯示，煤礦巷道掘進后，圍巖應力處于重新分布狀態。這表明，1301 工作面輔運巷所處的圍巖條件不穩定，變形破壞的影響范圍不僅大，還呈現劇烈特征。煤層巷道底板環境的最大塑性屈服半徑為6 493 mm，最大底鼓量為169 mm。此外，局部巷道煤層地段還存在節理與裂隙發育問題，容易引發頂板冒落垮幫，以及底鼓現象。

2.2 圍巖控制機理

基于煤礦巷道所處的圍巖變形條件，將輔運巷煤層巷道確定為Ⅳ類。為此，支護方案確定應遵循以下幾方面原則：

1）主動、及時原則。1301 工作面巷道掘進形成，采用高預緊力錨桿來加固圍巖結構，以實現巷道頂幫支護目標。當圍巖變形問題影響控制在允許范圍內，就可有效降低變形與破壞，進而提高松散巖體環境下煤礦巷道支護結構的穩定性。

2）相互匹配。保證各種圍巖支護材料的力學參數與力學性能向匹配，驅使聯合狀態的支護結構發揮出整體性作用效果。這里的材料是指錨桿、托盤以及錨索等構件。此控制目的達成，將有效避免支護系統與圍巖壓力在平衡前就出現失穩與破壞問題[3]。

3）“三高一低一小”原則。遵循高強度、高剛度以及高可靠性原則，能夠實現低支護密度與小直徑目標。支護體系需要在圍巖允許變形范圍內具備較強的支護阻力，以降低巖體變形破壞影響，進而降低巷道頂、幫垮塌與冒落問題發生率。此外，當支護結構強度與可靠性達到預期后，就可對支護密度進行控制，如通過減少錨桿數量，采用小直徑的錨桿與錨索，來擴大預緊力作用效果，繼而突出支護結構的主動作用功能，強化巷道支護整體質量。

4）可操作性原則。松散煤層巷道的圍巖支護除了要遵循技術規范，還要從成本造價、施工管理以及操作效果等方面著手，提升支護結構建設的可操作性，以為后續快速掘進作業提供良好的空間環境[4]。

3 圍巖支護設計與技術參數確定

按照上述變形破壞特征分析結果，并結合場地作業條件、理論計算、數值模擬試驗以及原有錨網支護設施，提出了錨索-鋼帶與徑向錨桿-菱形網-梯子梁聯合的支護設計方案[5]。此方案，能夠構建聯合支護網絡，以網格型支護效果來降低圍巖變形破壞影響。根據現有情況，工作面輔助運輸巷道頂板支護設計應根據聯合設計方案要求，劃分為兩部分支護設施來強化作用效果。

1）沿巷道徑向布置錨桿-菱形網-梯梁，以實現迎頭跟進和及時支護的目的。頂部錨桿采用無縱向鋼筋的高強度左旋螺旋剛性錨桿，由HRB335 制成。長度為2 400 mm，桿尾螺紋為M24。選用150 mm×150 mm×10 mm 高強度拱形的托盤。然后配置高強度球形墊圈和塑料減摩墊圈。每個錨桿應配置k2335與Z2360 錨固劑，以保證錨固力效果達到50 kN 以上。梯梁采用寬100 mm 的14 mm 圓鋼焊接而成。兩根縱筋焊接后，應確保錨桿的具體安裝位置處于理想狀態，不得虛焊。菱形網，則由10#鐵絲編織而成，其長度應結合巷道尺寸進行裁剪。鋪設過程，應保證網片處于鋪平拉緊狀態。搭接長度設置100 mm。

2）沿著巷道縱向應布置錨索和鋼帶，并正面循環滯后。巷道頂板錨索選用高強度、低松弛的預應力鋼絞線，其直徑為17.8 mm。具體長度為7 300 mm。支護過程，需運用一支k2335 與兩支Z2360 錨固劑。錨固長度為1 900 mm，托盤規格為300 mm×280 mm×14 mm。而鋼帶的型號，則選用BHW-280-2.5。具體錨索的安裝位置，應預留出安裝孔，長寬尺寸為：60 mm×30 m。對于兩側支架和巷道頂板徑向支架設計的技術要求和參數應一致，幫部支護布置情況，如圖2 所示。

圖2 幫部支護布置情況（單位：mm）

根據圍巖補強支護對應的物理力學參數，可構建FLAC 數值模型，來確定圍巖應力與表面位移的分布情況。在施加12.5 MPa 垂直壓力的情況下，聯合支護前后巷道圍巖應力分布如下：聯合支護松散軟弱圍巖前，頂板和梁板的水平應力集中區遠離巷道表面；圍巖支護后，應力集中區明顯靠近巷道表面，最大應力集中區域的影響趨弱。在圍巖位移分布情況上，巷道支護前，頂板與底板最大移近量為1 010 mm，兩幫最大移近量為836 mm；聯合支護后，頂底板最大位移為321 mm，兩側最大位移為267 mm。可以看出，巷道圍巖表面的變形影響明顯下降。經過6 個月的布點觀測結果分析，頂底板移近量平均在225 mm，兩幫移近量平均在160 mm。經對已經掘進的巷道受開采活動影響區域不同，一個月后，巷道圍巖的變形就呈現穩定狀態。通過對巷道表面的觀測結果進行分析，發現松散軟弱圍巖巷道的頂底板移動大于兩側的移動。在松散破碎巷道所處礦壓明顯的條件下，經聯合加固和支護處理后，頂底板移動減少約72.2%；兩個幫的移近量減少了約72.4%。這就表明網格型聯合補強支護設計的穩定性控制效果。可在該煤礦巷道開采作業中逐步推廣運用。

4 結語

松散煤層回采巷道的圍巖變形控制，需對圍巖所處的應力環境進行有效分析，以確定控制重點，繼而提高控制技術選用的可靠性與適用性。事實證明，只有這樣，才能在保證掘進作業安全可靠情況下，保證開采活動進行的質量與效率。因此，工程建設者應將上述分析內容與科研結果更多地運用于不同場地條件與建設要求的煤礦項目，以推動涉及行業的健康穩定發展。