王莊煤礦厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術

朱志峰

（山西潞安環保能源開發股份有限公司 王莊煤礦，山西 長治 046031）

0 引 言

厚煤層（煤厚≥3.5 m）的資源賦存及產量占我國煤炭總儲量及產量的45%左右[1]，是實現大規模機械化開采的主力煤層。厚煤層回采巷道以全煤巷道居多，厚煤層全煤巷道掘進量約占全國礦井巷道掘進總量的40%以上[2]。由于煤體承載能力差、易變形破壞，巷道圍巖控制是厚煤層礦井安全生產面臨的技術難題。山西潞安集團王莊煤礦9106 外風巷是典型的厚煤層全煤巷道，平均煤厚6.95 m，巷道掘成后變形顯著，嚴重限制礦井正常采掘接替和安全高效生產。許多學者針對全煤巷道的支護問題進行了研究，提出了多種支護方案[3-6]，但尚未明晰厚煤層巷道圍巖結構變形破壞特征及預應力場分布規律，導致現場應用效果同預期存在差異。因此，研究沿煤層底板布置的厚煤層掘進巷道的圍巖結構破壞特征及預應力場分布規律，對于制定合理的掘進支護方案、改善圍巖變形控制效果具有重要的指導意義。

本文以山西潞安礦業集團王莊煤礦9106 外風巷掘進工作面為工程背景，通過鉆孔窺視研究巷道圍巖結構破壞特征，提出了厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術，采用FLAC3D 模擬研究原支護及支護優化方案下巷道圍巖預應力場分布及變形特征，并通過現場應用及變形監測驗證了提出的掘進支護方案的圍巖控制效果。

1 厚煤層掘進巷道圍巖變形破壞特征

1.1 概 況

9106 外風巷沿3 號煤底板布置，煤層平均厚度為6.95 m，煤層傾角1°～4°。9106 外風巷設計長度為1 173 m，北為9105 回采工作面，與9105 回采面保護煤柱為10 m，南為9106 工作面，東為9106 切眼，西為540/3 號皮帶巷，巷道位置關系如圖1（a）所示。直接頂為厚度5.7 m 的泥巖，基本頂為厚度1.58 m 的中粒砂巖，直接底為厚度3.24 m 的泥巖。

圖1 研究區域條件Fig.1 Conditions of the study regional

9106 外風巷設計斷面為矩形，斷面尺寸為寬5 500 mm×高3 600 mm，采用全錨支護，原掘進支護方案如圖1（b）所示。

頂板支護選用φ22 mm×2 400 mm 高強度螺紋鋼錨桿，每排7 根，錨桿間排距為850 mm×800 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的錨桿托板，頂板錨索選用φ22 mm×4 300 mm 高強預應力錨索，每排3 根，錨索間排距為φ1500 mm×1600 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的錨桿托板。

巷幫支護采用φ22 mm×2 000 mm 高強度螺紋鋼錨桿，煤柱幫每排5 根，間排距為800 mm×800 mm，回采幫每排4 根，間排距為1 000 mm×800 mm。

1.2 圍巖變形破壞情況

9106 外巷掘成后巷道斷面收斂顯著，頂底板移近量可達410 mm，兩幫移近量可達460 mm，其中煤柱幫鼓出量可達350 mm。為掌握9106 外巷掘成后巷道圍巖變形情況，分別對巷道頂板及兩幫進行了鉆孔窺視，如圖2 所示。從圖2（a）可以看出，頂板窺視鉆孔4 m 深處圍巖較為破碎，孔壁存在空洞，裂隙發育明顯；從圖2（b）可以看出，煤柱幫窺視孔2 m 處圍巖破碎嚴重，孔壁凹凸不平，完整性較差；從圖2（c）可以看出，回采幫窺視孔2 m 深處圍巖結構較為完整，孔壁整體較為光滑，存在少量裂隙發育。

圖2 巷道圍巖破壞情況Fig.2 Damage of roadway surrounding rock

圖3 支護優化方案Fig.3 Support optimization scheme

1.3 原支護方案存在的問題

基于巷道圍巖破壞窺視結果，結合現場巷道變形情況，認為原掘進支護方案存在以下問題。

（1）支護長度不足。頂板及煤柱幫的窺視結果表明圍巖松動圈范圍大于支護長度，支護體未能錨固在深層穩定巖層內。

（2）支護密度不夠、支護強度不足。頂板錨索支護密度較低，煤柱幫僅使用了錨桿支護，未布置錨索，使得現場頂板及煤柱幫變形嚴重。

（3）支護失效現象普遍。由于9106 外巷為全煤巷道，頂板及幫部圍巖破碎，普通錨桿、錨索支護后預緊力損失嚴重，未能實現對圍巖的主動支護，使得巷道圍巖持續變形失穩。

2 厚煤層掘進巷道圍巖變形控制技術

2.1 掘進支護優化方案

基于前文的原支護方案存在問題和巷道圍巖變形破壞特征，提出9106 外風巷掘進支護優化方案。掘進支護優化方案同原支護方案的錨桿支護參數一致，優化了錨索支護參數。

頂板錨索支護參數：每1.6 m 布置5 根φ22 mm×9 300 mm高強預應力錨索，錨索呈“3-2-3-2”布置，配套300 mm×300 mm×16 mm 高強拱形錨索托板。

巷幫錨索支護參數：煤柱幫布置φ22 mm×5 300 mm高強預應力錨索，間排距為1 200 mm×1 600 mm，配套300 mm×300 mm×16 mm 高強拱形錨索托板。

2.2 掘進支護數值模擬

在現場實施前，先通過數值模擬研究提出的支護優化方案的控制效果，以降低現場試驗成本。構建了9106 外巷掘進工作面FLAC3D 數值模型，模型尺寸為長55.5 m×寬30 m×高53.6 m（圖4a），采用摩爾-庫倫本構模型，分別模擬原支護方案和優化方案下預應力場分布效果和圍巖變形情況。

圖4 數值模型及模擬結果Fig.4 Numerical model and simulation results

從圖4（b）和圖4（c）可以看出，原支護方案下，幫部未采取錨索支護，錨桿支護強度較小，幫部預應力場分布不理想，幫部圍巖抗擾動能力差，同時頂板錨索未能將淺部圍巖錨固至深部穩定巖層；支護優化方案下，在幫部錨索的作用下，預應力分布較為理想，顯著提升幫部圍巖抗擾動能力，頂板錨索長度加長后，錨索將淺部錨桿支護系統錨固至深層穩定巖層內，形成穩定承載系統。

從圖4（d）和圖4（e）可以看出，原支護下頂板及幫部變形較大，頂板變形為367 mm，幫部變形為312 mm；支護優化方案下，頂板及幫部變形量顯著降低，頂板變形量為107 mm，同原支護相比降低了70.8%，煤柱幫變形量為82 mm，同原支護相比降低了73.7%。從模型計算過程的巷道變形監測曲線（圖4f）可以看出，支護優化方案顯著降低了圍巖變形量。

3 現場應用情況

為驗證提出的掘進支護優化方案的圍巖控制效果，在9106 外風巷掘進工作面進行了現場試驗，并設置變形監測測站監測巷道掘成后的圍巖變形情況。巷道變形監測曲線如圖5（a）所示，可以看出巷道頂底板和兩幫移近量均較小。9106 外風巷掘成至測站距掘進工作面30 m 后變形速度減緩，測站距掘進工作面110 m 后變形趨于穩定，變形穩定后巷道的頂底板移近量為76 mm，兩幫移近量為49 mm。可以得出采用掘進支護優化方案后，巷道圍巖變形得到有效控制，現場巷道頂板及巷幫支護效果如圖5（b）所示。

圖5 現場支護效果Fig.5 Field support effect

4 結 論

（1）研究了王莊煤礦9106 外巷巷道圍巖結構破壞情況，分析了原支護方案存在的問題，并提出了掘進支護優化方案。

（2）構建FLAC3D 模擬原支護方案和優化方案下預應力場分布效果和圍巖變形情況，得出支護優化方案可顯著改善預應力場分布，以及圍巖變形情況。

（3）現場支護效果表明原支護方案較為合理，頂板及煤柱幫變形量較小，頂底板移近量為76 mm，同原支護相比降低了81.5%；兩幫移近量為49 mm，同原支護相比降低了89.3%。