李村煤礦鄰空巷道圍巖支護優化研究

王再峰 王 帥 王立強

（1.山西省潞安礦業集團李村煤礦，山西 長治 046000；2.遼寧工程技術大學礦業學院，遼寧 阜新 123000；3.阜新弘霖礦業（集團）有限公司，遼寧 阜新 123000）

工作面開采時，在采場周圍煤巖體上形成的支承壓力，不僅對本工作面巷道有影響，而且對工作面周圍的巷道會形成某種程度的擾動影響，產生變形與破壞，對巷道穩定性造成一定影響[1]。由于鉆孔窺視可以清晰直觀地反映出圍巖內部的分層破碎情況及裂隙發育狀況，是圍巖內部結構探測的重要手段。很多學者[2-5]基于鉆孔窺視，解決了礦井生產中的眾多問題，尤其對巷道圍巖破碎變形問題，探明其原因，進而采取有效措施保證礦井生產安全。

李村煤礦2307 回風巷受2308 工作面回采產生的動壓影響而出現較大變形，基于鉆孔窺視方法對頂板圍巖進行窺視，從而確定能夠有效控制巷道變形的支護方案，更好地保證礦井生產安全。

1 工程概況

1.1 頂底板基本情況

2307 回風巷用于2307 工作面回風，平均埋深498 m。巷道設計斷面為矩形，掘進寬度5500 mm、高度4500 mm，掘進斷面24.75 m2。巷道前進左幫留有35 m 煤柱，沿3#煤頂底板掘進。3#煤厚度4.8～5.0 m，平均厚度4.93 m，傾角8°～6°。頂底板情況見表1。

表1 2307 回風巷頂底板巖性

1.2 巷道變形破壞情況

2307 回風巷原支護方案：錨桿長度2400 mm，錨固長度1200 mm，頂部錨桿7 根，間排距850 mm×1000 mm，幫部錨桿5 根，間排距950 mm×1000 mm，錨桿打設在鋼筋梯子梁限位孔內，幫部下半部分2 根錨桿配合W 鋼護板支護。頂板錨索排距2000 mm，每排4 根，錨索長度8300 mm；前進左幫隔排打設2 根5300 mm 錨索，第一根距頂1500 mm，隨上臺階施工打設安裝，第二根距頂3000 mm，錨索錨固長度1971 mm。如圖1。

圖1 2307 回風巷斷面原支護圖（mm）

由于2307回風巷受到2308工作面回采動壓影響，巷道頂板、煤柱幫及底板出現較大變形破壞，而回采幫基本趨于穩定，未產生明顯變形破壞，兩幫破壞呈不對稱分布狀態。其變形破壞情況具體如下：

1）頂板變形破壞情況

巷道頂板變形嚴重，整體下沉約500～600 mm，頂板距左幫1.5～2 m 處擠壓形成錯臺，錯距500mm，墜包范圍分布較廣。

2）煤柱幫變形破壞情況

煤柱幫整體向內移近，移近量約700～800 mm，大塊煤體凸出，金屬網及鋼筋梯子梁銹蝕嚴重，伴有錨桿脫落現象。

3）底板變形破壞情況

在對數據庫表進行編輯(增刪改)操作時，所有與表對應的VO(值對象)類都附加一個操作碼，以代表是何種編輯(增加、刪除、修改)。由此，從VO類中抽象出一個所有VO類的共同父類AbstractData，此類為抽象類。如圖2所示。

巷道底鼓情況嚴重，兩底角底鼓量較小。由于兩側向中央擠壓形成隆起，伴有裂縫產生，中部底鼓量大約600～700 mm。

2 鉆孔窺視分析

2.1 測定方案

為充分了解2307 回風巷頂板裂隙發育狀況，為優化支護方案提供依據，采用YTJ20 型巖層探測記錄儀，根據成像分析內部圍巖分層、圍巖破碎程度及圍巖裂隙發育狀況。在2307 回風巷頂板打設3個與巷道頂板垂直鉆孔，直徑30 mm，深10 m。

2.2 窺視結果分析

由于頂板鉆孔為垂直鉆孔，在用窺視儀觀測前，對三個測點的鉆孔均淋水沖洗，減少鉆孔過程中的粉末，保證良好的成像效果。

1）1 號測點窺視結果分析

如圖2，1 號測點成像視頻顯示，0.28～0.37 m 范圍內分布有環向破碎帶，圍巖巖性較松軟；2.95～6.25 m 范圍內不同程度存在縱向裂隙，偶爾伴有圍巖破碎情況出現，平均間隔1～2 m 出現一次，但裂隙貫通程度不太明顯，圍巖性質相對較好，強度相對較高；從6.37 m 一直到10 m 范圍內，無明顯破碎及裂隙發育情況，孔壁光滑，圍巖膠結性良好，表明此范圍內圍巖穩定性較強。

圖2 1 號測點窺視結果

2）2 號測點窺視結果分析

圖3 2 號測點窺視結果

3）3 號測點窺視結果分析

如圖4，3 號測點成像結果顯示，頂板3.9 m 處存在環向破碎帶，孔壁粗糙不平，4.2 m 處有環向裂隙；7.3～7.4 m 范圍內存在輕微縱向裂隙，但裂隙并不貫通；8.27 m 處有輕微環向裂隙分布，但孔壁基本光滑完好，8.27 m 往上頂板完好，基本無圍巖破碎及裂隙發育狀況。

圖4 2 號測點窺視結果

據三個測點的成像結果，1 號測點和3 號測點圍巖破碎程度較輕微，由于2 號測點位置與2308工作面切眼位置幾乎處于同一斷面，因此其頂板圍巖破碎及裂隙發育較嚴重，說明2 號測點處頂板圍巖應力分布較為集中。通過對三個測點圍巖破壞狀況對比可以看出，圍巖破壞及裂隙發育主要為環向破壞和縱向破壞，三個測點處破壞程度及破壞分布范圍情況各一，但集中破壞在8 m 范圍之內。

3 優化方案設計

根據鉆孔窺視的結果，三個測點鉆孔圍巖破碎及裂隙發育范圍主要集中在頂板以上0～8 m 以內。結合現場實際情況，為保證能夠有效控制住2307回風巷圍巖變形，對其原支護方案進行優化設計（支護設計斷面如圖5），具體如下：

圖5 支護優化設計斷面圖（mm）

1）頂板支護

頂板采用“錨桿+錨索+金屬網+鋼筋梯子梁”聯合支護。頂板布置錨桿7 根，間排距850 mm×850 mm，錨桿長度2400 mm，錨固長度≥1000 mm，頂板兩端靠近煤幫處錨桿分別向外側傾斜15°；頂板錨索間排距1300 mm×850 mm，每排4根，錨索長度8300 mm。錨索與錨桿間隔布置。

2）回采幫支護

回采幫采用“錨桿+鋼筋梯子梁+W 鋼護板”聯合支護。布置錨桿5 根，間排距950 mm×850 mm，錨桿之間通過鋼筋梯子梁連接成整體，靠近底板處的兩根錨桿配合W 鋼護板支護。

3）煤柱幫支護

煤柱幫采用“錨桿+錨索+鋼筋梯子梁+槽鋼鋼梁”聯合支護。布置錨桿5 根，間排距950 mm×850 mm，錨桿之間通過鋼筋梯子梁連接成整體；煤柱幫布置2 根錨索，靠近頂板的錨索距頂板1500 mm，間排距1500 mm×850 mm，錨索長度5300 mm，兩根錨索分別向頂板、底板傾斜30°，錨固長度不小于2000 mm。為提高錨索支護的整體性，將兩根錨索用槽鋼鋼梁連接，槽鋼鋼梁長2000 mm，寬度100 mm，布置2 個限位孔，限位孔間距1500 mm，限位孔直徑25 mm（略大于錨索直徑，須小于鎖頭直徑）。

4）底板處理方案

由于底鼓量較大，采取人工拉底作業，將巷道底鼓部分清除，配合巷道兩幫支護，控制兩幫移近量，減弱兩幫對巷道底板的擠壓，降低底板應力。

4 支護效果分析

為了監測優化支護效果，通過監測巷道表面位移（頂板下沉量及兩幫移近量），對優化前后的支護方案進行對比分析。巷道表面位移變化曲線如圖6，監測時間為50 d。

圖6 巷道表面位移變化曲線

如圖6 所示，在原支護方案下，由于受到鄰近工作面回采動壓的影響，巷道圍巖變形量較為明顯，頂板下沉量最大達到511 mm，兩幫移近量最大達到751 mm，由于鄰空巷道上覆巖層對幫部的較大壓應力，導致幫部移近量的增加幅度更大。支護方案優化后，頂板下沉量最大231 mm，對比原支護方案降幅達54.8%，兩幫移近量最大254 mm，降幅66.2%，圍巖變形得到了有效控制。

5 結論

1）根據鉆孔窺視結果，1 號測點頂板圍巖破碎及裂隙發育主要集中在0～6.5 m 范圍之內，2 號測點主要在0～6.7 m 范圍內，3 號測點分布主要集中在0～8 m 范圍之內。為保證錨索能夠打設到穩定錨固層之內并達到有效的控制效果，頂板錨索選用8300 mm 的錨索，頂板兩端靠近煤幫處錨桿分別向外側傾斜15°。

2）由于煤柱幫變形較為嚴重，為更好地控制住煤柱幫移近量，煤柱幫錨索分別向頂板、底板傾斜30°，錨固長度不小于2000 mm，確保錨索錨固穩定，同時將兩根錨索用槽鋼鋼梁連接。

3）優化后的支護方案，有效控制了巷道兩幫及頂板的位移量，有效降低了巷道表面位移的幅度，達到預期的支護效果。