特厚煤層綜放面強采動巷道圍巖控制技術研究

梁 超

（霍州煤電集團呂臨能化有限公司龐龐塔煤礦，山西 呂梁 033200）

1 工程概況

霍州煤電集團龐龐塔煤礦9#煤層上距5#煤層40.90～56.15 m，平均50.63 m，煤層賦存穩定，結構復雜，含1～2 層夾矸，平均煤厚為11.8 m，煤層結 構 為4.5（0.3）1.8（0.3）2.8（0.7）1.40。9-301工作面呈一單斜構造，傾向為東西向，走向為南北向；煤層傾角12°～36°，平均24°。9-301 工作面北部為西區暗斜井系統，南部為井田邊界，西部為正在回采的9-103 工作面，東部為9-700 工作面。各回采工作面巷道沿煤層底板布置，機采高度3.2 m，放煤厚度8.6 m，一采一放，采用單輪順序放煤方式，采放比1:2.69。巷道掘巷支護方式為錨網索，超前支護方式為木垛配合單體液壓支柱。工作面回采期間巷道表現為變形大、來壓強烈、超前支護困難，超前支護阻力低、安裝工序困難、耗時長，影響綜放推進速度和效率。為保障9-301 工作面的安全高效生產，需對其巷道圍巖控制技術展開研究。

2 回采巷道支護現狀及礦壓特征

2.1 回采巷道掘巷支護及超前支護措施

9#煤三采區采用雙翼布置，9-301工作面和9-103工作面均布置在采區右翼，區段煤柱寬度為20 m。9-103 運輸順槽與9-301 運輸順槽掘巷斷面、地質條件、應力環境相似，掘巷階段均采用錨網索支護，斷面寬×高=5.4 m×3.7 m。支護參數：頂部選用Ф22 mm×2500 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，幫部選用Ф22 mm×2000 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間距900 mm、排距900 mm；頂部每2.7 m 布置一組Ф17.8 mm×8300 mm 錨索，一組三根。9-103 工作面回采期間，兩側回采巷道采用單體柱配合木垛進行補強支護，單體柱和木垛的布置根據頂板變形實際情況，變形較嚴重區域采用單體柱，變形異常嚴重區域采用木垛。

2.2 強采動巷道礦壓特征

根據對9-103 運輸順槽變形特征的調研統計結果，經過數據處理得到采動期間礦壓特征。巷道支護結構的典型破壞特征分布如圖1（a），頂板錨索載荷的變化規律如圖1（b）。巷道的強采動特征主要表現為：1）變形破壞范圍大。一次采動影響后，在二次采動影響下，在調研的450 m 長度范圍內，多處出現錨桿破斷失效、鋼帶局部撕裂、錨索失效或松動等問題，巷道變形網兜現象嚴重，煤柱幫鼓幫嚴重，底板多處出現大裂縫，局部出現側翻現象。整體來說，巷道礦壓顯現特征明顯，支護結構破壞范圍大。2）瞬時強載荷特征。9-103 工作面回采期間，9-103 運輸順槽內發生了4 次劇烈的來壓現象，單體柱折損約700 根，木材料損失約2000 m3，超前支護材料折損嚴重。3）應力波動劇烈。本工作面開采期間，巷道圍巖內超前支承壓力波動較大，頂板中部和肩角錨索載荷均超過320 kN，超出錨索的屈服載荷，引發支護結構的失效及圍巖大變形。

圖1 9-103 運輸順槽礦壓特征

2.3 現有支護存在的問題分析

根據9-103 運輸順槽礦壓特征，總結其現有圍巖控制方案主要存在以下問題：1）主動支護結構無讓壓功能，來壓期間支護結構破壞明顯。2）超前支護方式存在支護工序繁瑣、適應性差、支護強度低等問題。采用單體柱與木垛配合的支護能力整體性、協調性差，木垛支護工序繁瑣、施工效率低、初撐力低，影響超前支護的強度和剛度。頂板下沉時，木垛支承效果差，易發生歪斜扭曲，支護效果差。單體液壓支柱穩定性差，受到水平方向的分力影響時，易折斷、彎曲變形、傾斜。整體而言，龐龐塔礦強采動影響巷道急需一套支護強度高、穩定性好、工藝簡單、低成本的圍巖控制措施。

3 非對稱強力支護技術設計

急增阻抗高偏載強力支柱具有安裝簡便、支撐強度高、適應性強、成本低等優點[1-2]，其組成結構如圖2（a）所示，受到外部載荷影響時可快速響應、急增阻，抗偏載性能強。設計采用該支護進行龐龐塔礦強采動巷道的超前支護。為研究強力支柱對強采動巷道的圍巖控制效果，基于9-301 運輸順槽支護現狀和地質條件，構建特厚煤層綜放面強采動巷道支護模型。應用FLAC3D軟件進行模型的創建，遵循莫爾-庫侖（Mohr-Coulomb）屈服準則[3-4]，三維數值模型如圖2（c）所示。埋深510 m，原巖應力為12.25 MPa，巷道掘巷期間采用錨網索支護，本工作面回采期間增設強力支護補強支護，支柱布置在距煤柱側幫0.9 m 處，間距0.9 m，所建支護后的巷道模型如圖2（b）所示。

圖2 支護方案及數值模型

監測無補強支護及強力支柱補強支護兩個方案條件下超前本工作面20 m 處巷道表面變形數據如圖3。無補強支護條件下，頂板中部發生劇烈的下沉，兩幫中部出現劇烈的內移，頂板、區段煤柱幫、回采煤幫最大變形量分別為1.52 m、0.62 m、0.57 m，圍巖變形嚴重；在采用急增阻抗高偏載強力支柱進行補強支護后，巷道表面變形明顯變得平緩，頂板最大下沉量減小為0.49 m，降幅67.8%；區段煤柱幫、回采煤幫最大變形量分別為0.16 m、0.14 m，降幅分別為74.2%、75.4%。圍巖變形量較無超前支護時顯著降低，說明強力支柱超前支護效果良好。

圖3 補強支護前后表面變形特征

4 應用效果分析

4.1 9-301 運輸順槽圍巖控制方案

結合9-103運輸順槽礦壓特征及支護方案問題，進行9-301 運輸順槽掘巷支護和超前支護方案的優化設計，如圖4。頂部選用Ф22 mm×2500 mm 螺紋鋼錨桿，幫部選用Ф22 mm×2000 mm 螺紋鋼錨桿，間距900 mm、排距800 mm，錨桿增加耦合讓均壓裝置；頂部每1.6 m 布置一組Ф21.8 mm 錨索，一組五根，中部三根長8.3 m，配套安裝讓壓管，兩側肩角處長4.3 m，配套安裝0.6 m 短節工字鋼；底板加鋪混凝土，厚200 mm。本工作面回采階段安裝急增阻抗高偏載強力支柱進行超前支護，支護長度約為工作面前方180 m 范圍。

圖4 9-301 運輸順槽圍巖控制方案（mm）

4.2 應用效果分析

9-301 運輸順槽采用上述方案掘進期間，巷道斷面平整、穩定，無明顯的變形破壞。在本工作面回采階段，圍巖變形監測結果如圖5。

圖5 應用階段礦壓監測結果

分析可知，巷道圍巖變形主要集中在工作面前方150 m 范圍內，頂板最大下沉量334 mm，兩幫最大移近量215 mm，整體變形量在允許范圍內，強力支柱穩定性良好，無歪斜、彎折、鉆底等問題。整體而言，有效控制強采動巷道圍巖的破壞和大變形。

5 結語

以龐龐塔礦9-301 運輸順槽為例，探究更為有效的特厚煤層強采動巷道圍巖支護措施，綜合運用礦壓監測、數值模擬等方法，研究結果如下：

1）強采動巷道礦壓特征為變形破壞范圍大、瞬時強載荷、應力波動劇烈，原支護方案存在無讓壓功能、強度低、適應性差、穩定性差、成本高等問題；

2）采用急增阻抗高偏載強力支柱進行超前支護，可顯著降低本工作面采動影響下巷道表面變形量；

3）9-301 運輸順槽掘巷支護增設耦合讓壓裝置，服務期間采用強力支柱進行超前支護，圍巖變形量在允許范圍內，支護結構穩定性、完整性良好，有效控制強采動巷道的變形破壞。