深井大斷面切眼穩定性控制技術研究＊

王 炯 郭志飚 郝育喜 朱國龍 孟志剛

（1.深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京市海淀區，100083；2.中國礦業大學 （北京）力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083）

由于煤礦開采深度的增加，按照傳統工藝施工的煤巷返修比例隨之增加，許多礦井的深部煤巷相繼出現了圍巖變形大、支護體破壞嚴重等巷道支護問題，嚴重影響了煤礦安全生產，尤其埋深大，斷面寬的巷道變形更為嚴重，常規的支護方法很難有效控制其變形破壞，可見對深部大斷面巷道的支護已成為巷道維護的一個急需解決的重大問題。本文采用軟巖巷道耦合支護理論，對張小樓煤礦深部大斷面切眼的穩定性控制技術進行研究，提出了合理的變形控制方案，并在現場的應用中取得了良好的效果。

1 工程地質概況

張小樓煤礦75209 工作面埋深為1120～1190m，傾角0～10°，平均5°。開切眼斷面為矩形，跨度為6.65m，高度2.6m，長度180m。煤層發育不穩定，局部有夾矸發育 （0～1.7m），裂隙較發育，煤的硬度系數為3。該工作面煤層厚度1.3～3.0m，平均厚2.3m。

直接頂為4.88m 砂頁巖，局部為粉砂巖，基本頂為2.3 m 灰色細粒砂巖，夾粉砂巖，直接底為1.3～2.9m 砂頁巖，基本底為21.5m 砂巖。

2 巷道變形破壞特征

通過現場對75209 工作面巷道圍巖變形量觀測，同時結合同一水平其他巷道變形破壞形式可以得到其變形破壞有以下特征。

（1）高應力作用下，圍巖變形量大。掘進期間，兩幫移近量最大為377 mm，平均移近量79mm／d；頂底板移近量最大為567mm，平均移近102mm／d，巷道變形嚴重影響了正常的使用。

（2）頂板局部變形大，出現網兜。由于煤層頂板為泥巖強度低，且裂隙發育，在深部高應力的作用下，頂板變形大，多段巷道頂板出現網兜現象。

（3）底臌嚴重。75209深部大斷面切眼底板無支護，較高的自重應力使頂板產生大變形，壓力通過兩幫傳遞到地板，造成底臌現象嚴重，最大底臌量達到500mm，多次起底，巷道維護較為困難。

可見巷道進入深部以后，由于埋深的增大和深部復雜構造應力的作用，圍巖應力明顯高于圍巖的強度，普通的錨桿支護無法適應深部巷道圍巖的變形特點，圍巖出現變形量大、頂板不穩定、底臌嚴重等問題。

3 破壞主控因素分析

通過對巷道工程地質條件、圍巖結構、地質力學等綜合分析，影響張小樓煤礦深部大斷面切眼穩定性的主要控制因素有：

（1）開采深度大，圍巖承受動、靜雙重載荷的作用。75209工作面切眼處，僅原巖自重應力就達到煤體的單軸抗壓強度，由于巷道開挖和相鄰工作面回采所引起的動壓使本來處于塑性狀態圍巖進一步破壞，造成巷道圍巖破壞，產生大變形。

（2）特殊的圍巖性質和結構。75209工作面切眼寬度大，頂板和兩幫均為松軟易破碎的煤體，頂板巖層為碎裂結構類型，長期強度相對較低，底板為泥巖，遇水易軟化膨脹，巷道圍巖裂隙發育，巖性軟弱是造成大變形破壞的因素之一。

（3）支護體與圍巖不耦合。通過實測和分析，巷道表面位移量大，巷道在破碎地段出現網兜現象，變形主要是由支護體松動區煤體的剪脹變形引起，說明原支護和巷道圍巖不耦合，圍巖載荷大于支護體強度，形成局部過載，圍巖產生的過量變形得不到有效控制，導致局部破壞支護效果差。

由于切眼埋深大，頂板和兩幫煤體節理裂隙發育，頂底板圍巖巖性松軟，因此確定該巷道巖體為高應力-節理化復合型軟巖，圍巖出現大變形，局部出現支護體松動破壞，可知原支護和圍巖在結構上不耦合，圍巖和支護體之間產生不連續變形，導致頂板出現楔形體滑落，進一步削弱支護系統的整體功能。因此，只有支護系統和圍巖達到耦合，才能有效加固圍巖，提高巷道圍巖的穩定性。

4 耦合支護設計

針對75209工作面切眼圍巖大變形問題，采用錨索網支護和圍巖以及關鍵部位耦合支護的思想，進行支護設計。深部巷道錨網索耦合支護技術即在錨桿支護提高圍巖強度的基礎上，通過錨網—圍巖耦合效應、錨桿—網—托盤耦合效應以及錨索預應力耦合效應，從而實現耦合支護下的高應力轉化效應，達到對圍巖的穩定性控制目標，使支護和圍巖協調變形，實現支護圍巖一體化、荷載均勻化，實現支護體與圍巖在強度、剛度和結構上的耦合，從而提高巷道圍巖整體強度，最大限度地發揮圍巖的自承能力，從而實現控制其大變形提高穩定性的目的。

75209開切眼由于設計斷面大，且圍巖破碎，設計采用二次掘巷方式進行最終成巷。首先完成初次成巷，斷面尺寸為4800mm×2800mm，采用錨網索耦合支護。

初次成巷完成后，在初次成巷斷面工作面煤壁側進行二次擴刷，擴刷斷面尺寸為2150 mm×2800mm，形成切眼最終斷面為6950 mm×2800 mm，二次成巷過程中，頂板支護及工作面煤壁側幫支護參數與一次成巷支護參數相同。沿擴刷成巷的巷道幫部加裝一排單體液壓支柱，液壓支柱排距為1200mm，液壓支柱距巷道斷面中心線500mm，液壓支柱初撐力不小于90kN。支護斷面支護參數見圖1。

（1）頂板支護。頂板錨桿采用?22 mm×2400mm等強螺紋鋼錨桿，間排距為750mm×800mm，平行布置，預緊力不小于8t。頂板錨索采用?18.9mm×6300mm 鋼絞線錨索，采用4-5-4平行布置，間排距1500mm×3000mm，緊跟掘進頭安裝時預緊力為10t，滯后掘進頭安裝時預緊力為12t。

（2）兩幫支護。采空區側幫錨桿采用?22mm×2400mm等強螺紋鋼錨桿，間排距800mm×800 mm，平行布置，預緊力不小于6t。工作面煤壁側幫錨桿采用?20mm×1600mm 玻璃鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，平行布置。當該側出現斷層時，斷層前后5m 采用長度為2400mm 的螺紋鋼錨桿，間排距800mm×800mm，平行布置，預緊力不小于6t。

（3）底角錨桿。只在采空區側巷道底角布置，采用?43 mm×2200 mm 管縫式錨桿，排距為800mm，平行布置。

（4）錨網。頂板和采空區側幫部采用?6 mm焊接鋼筋網 （加鋼帶），工作面側幫部采用塑料網（加鋼帶）。

圖1 75209綜采工作面切眼二次成巷支護設計圖

5 應用效果

75209工作面切眼未采用錨網索耦合支護之前，回采過程中底臌嚴重，巷道表面位移大，為了驗證錨網索耦合支護技術控制切眼圍巖變形的效果，現場分別在普通支護和耦合支護段分別設置監測站。1＃測站布置在普通支護段，2＃測站布置在耦合支護段。對兩個測站處切眼的頂底板和兩幫移近量進行監測。測得移近量結果如圖2所示。

普通支護段掘進期間，兩幫最大移近量為400mm，移近速率為30 mm／d，頂板下沉量為144mm，最大下沉速率為10 mm／d，底臌量為442mm，底臌最大速率為50mm／d。采用耦合支護段，兩幫最大移近量為200 mm，移近速率為13mm／d，頂板下沉量為85 mm，最大下沉速率為4.5mm／d，底臌量為140 mm，底臌最大速率為7.5mm／d。

圖2 原支護和新支護圍巖位移與時間變化曲線

監測數據顯示，普通支護段巷道兩幫、頂板移近量和底臌變形均較大，而采用耦合支護巷道圍巖頂底板和兩幫變形都得到了很好的控制，支護效果明顯好于原支護。

6 結論

（1）通過現場調查和理論分析，確定了75209工作面切眼圍巖破壞的主控因素。在高應力狀態下，支護體系和節理圍巖不耦合，圍巖產生不連續變形，導致頂板出現楔形體滑落，進而導致巷道破壞。

（2）對75209工作面切眼進行了錨網索耦合支護設計，并進行了現場工程試驗，監測數據表明，巷道圍巖變形得到很好的控制，取得了良好的支護效果。

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