深井大斷面沿空掘巷圍巖支護技術研究

樊克恭，馬池帥，王亞軍，甄恩澤，滿建鑫

(山東科技大學礦山災害預防與控制實驗室，山東青島266590)

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深井大斷面沿空掘巷圍巖支護技術研究

樊克恭，馬池帥，王亞軍，甄恩澤，滿建鑫

(山東科技大學礦山災害預防與控制實驗室，山東青島266590)

［摘要］針對湖西礦深井厚煤層大斷面沿空掘巷出現的兩幫整體外鼓、底鼓嚴重等問題，在現場調研、數值模擬的基礎上，認為原巖應力高、巷道兩幫巖性差、支護結構及參數不合理等是導致巷道變形破壞的主要原因，且小煤柱是整個沿空掘巷保持穩定的關鍵。據此針對深井厚煤層大斷面沿空掘巷圍巖結構特點，提出了“高強預應力讓壓錨桿+補強鳥巢錨索”聯合支護方案，經現場監測發現，該支護方案有效地控制了沿空巷道圍巖的變形，解決了原支護需多次擴幫、臥底的難題，確保了工作面正常生產。

［關鍵詞］深井;大斷面;沿空巷道;聯合讓抗支護

［引用格式］樊克恭，馬池帥，王亞軍，等.深井大斷面沿空掘巷圍巖支護技術研究［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 43－46.

隨著國內外陸續進入深部資源的開采，巷道支護難度逐漸增大［1－4］。受多重因素影響的深井大斷面沿空巷道，垂直應力明顯增大，開采擾動影響強烈，導致巷道出現頂板下沉、兩幫整體外鼓、底鼓以及肩角錨桿破斷等圍巖變形破壞現象，造成回采巷道多次擴幫臥底、甚至片幫的被動局面，給深部礦井安全開采帶來巨大威脅［5－6］。

因此，本文以岱莊生建煤礦湖西礦井31104工作面運輸巷為工程背景，研究深井厚煤層大斷面沿空掘巷支護問題，旨在減小沿空巷道變形，降低巷道維護成本，保障安全生產。

1　工程概況

31104工作面位于一采區東南部，開采煤層為二疊系山西組3上煤層，埋深698～748m，厚1.0 ～5.0m，平均4.0m左右，結構較為簡單，與31103軌道巷間留設5m小煤柱沿空掘巷。煤層直接頂為泥巖、粉砂巖，厚0～5m;基本頂為砂巖，粉砂巖互層或礫巖，厚15～30m;直接底為粉砂巖，厚1.5～2.5m;老底為砂巖，厚25m。

2　巷道變形破壞特征

2.1原支護形式

31104運輸巷設計為矩形斷面，凈寬4.8m，凈高4.2m，長度1280m，原支護方式:頂部采用M5鋼帶、鋼筋網，高強預應力扭矩錨桿，規格為22mm×2200mm，間排距為800mm×1000mm;錨索規格為17.8mm×7000mm，沿巷中呈矩型布置，間排距為1600mm×2000mm;兩幫采用鋼筋梯子、塑料雙抗網，右旋全螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×1000mm。錨桿扭矩為145～220N·m。

2.2巷道變形破壞特征

通過對湖西礦31104運輸巷沿空巷道圍巖變形的實地考察，發現沿空巷道主要變形破壞特征為:

(1)巷道兩幫整體外鼓由于兩幫采用右旋全螺紋鋼錨桿加塑料雙抗網的支護方式，預緊力低，支護強度小，在深部復雜應力條件下不能有效控制兩幫圍巖的初始變形，從而導致圍巖塑性破碎范圍大，巷道邊緣煤體破碎、兩幫整體外鼓。從31104運輸巷現場調研發現，兩幫累計移近量超過1800mm，沿空幫煤體破碎嚴重，極大影響巷道正常使用。

(2)巷道底鼓嚴重近年來，隨著礦井開采深度不斷加大，底鼓現象已成為巷道圍巖變形破壞的主要特征之一，底鼓量已成為巷道變形量的主要部分［7－10］。經過對31104運輸巷沿空巷道回采期間頂底板觀測數據匯總、分析發現，底鼓量約占頂底板移近量的70%。

(3)圍巖破碎、局部出現肩角幫錨桿破斷、鋼帶扭曲、網兜現象錨桿與鋼帶不匹配，局部出現肩角幫錨桿破斷、錨桿失效，出現托盤脫落、鋼帶扭曲等現象;現采用的鋼帶寬度較小，護表效果不佳;塑料雙抗網不適應沿空側的變形要求，不能有效控制煤體松散、破碎及傳遞載荷，出現網兜現象。

現場破壞情況示意圖如圖1所示。

圖1　現場破壞情況示意

3　數值模擬分析

3.1模型建立

數值模型尺寸為200m×90m×49m，模擬巷道開挖尺寸為4.5m×4m，模擬工作面開挖尺寸為100m×90m×4m，煤柱留設寬度為5m。采用摩爾－庫倫準則，模型頂部邊界施加等效荷載為17.15MPa來代替上覆巖層自重，底部固定，限制水平移動，施加水平約束8.6MPa。具體煤巖體力學參數見表1。

3.2模擬結果分析

3.2.1沿空巷道圍巖位移變化情況

沿空巷道圍巖位移變化情況見圖2。

表1　煤層頂底板巖體力學參數

圖2　沿空巷道圍巖位移變化情況

由圖2可知:

(1)沿空巷道掘進期間，小煤柱是沿空巷道圍巖位移變化最大的結構體。掘進面后方巷道兩幫整體外鼓，煤柱側最大水平位移約370mm;巷道中間頂底板移近量約200mm，煤柱側頂底板移近量約250mm，實體煤側基本無變化。這是因為巷道開挖后，圍巖平衡狀態破壞，應力重新分布，上覆巖層自重載荷傳遞到沿空側小煤柱上，從而導致小煤柱裂隙發育、破碎，壓迫小煤柱向巷內擠入;隨著上覆巖層進一步下沉，頂板隨之下沉，且煤柱側頂板下沉量大于巷中和實體煤側。

(2)工作面前方，煤柱側水平位移最大處約達875mm，實體煤側水平位移最大約300mm;巷道靠近煤柱側頂底板移近量累計約600mm。這是由于本工作面回采期間，在側向和超前支承壓力影響下，基本頂關鍵塊體結構在沿空側煤壁處發生剪切回轉下沉，采空區冒落矸石及巷道實體煤幫壓縮下沉，導致沿空巷道圍巖變形破壞程度和速度急劇增加。

3.2.2應力變化情況分析

應力變化情況分析見圖3，圖4。

圖3　沿空巷道圍巖垂直應力變化情況

圖4　沿空巷道圍巖垂直應力變化實時監測曲線

由圖3、圖4可知:

(1)沿空巷道掘進期間，兩側煤體約3m范圍內存在彈性核區，前期沿空側彈性核區范圍要比實體煤側大，最大應力值也比實體煤側高，為主要承載結構。至掘進面后方5m處，沿空側垂直應力最大約72MPa，實體煤側垂直應力最大約55MPa。

(2)本工作面回采期間，受側向和超前支承壓力疊加影響，煤柱內的彈性核區逐漸消失，支承壓力高峰逐漸向實體煤側轉移。隨著本工作面推進至監測斷面，最大垂直應力值達到94MPa，煤柱側彈性核區基本消失，小煤柱破壞失穩。

(3)由圖4可知，巷道掘進期間，圍巖平衡狀態破壞，上覆巖層自重載荷傳遞到沿空側小煤柱上，應力急劇增大超過其承載能力，導致小煤柱變形破壞;而實體煤側所受掘進影響較小，仍處于彈性狀態。本工作面回采期間，小煤柱保留有一定的殘余強度，但其支承能力已被極大消弱;而實體煤側隨著工作面回采仍表現出較高強度。

4　巷道支護設計及現場觀測

4.1加固方案確定

根據對31104運輸巷的現場調研，采用原支護方式，需要多次擴幫、臥底，才能保證工作面巷道超前支架及帶式輸送機機頭段通過，遂決定從提高支護強度和加強護表效果兩個主要方面來進行擴幫加固優化設計。

采用“雙啟動高強預應力讓壓錨桿+補強鳥巢錨索”聯合支護，錨桿采用20mm×2400mm雙啟動高強預應力讓壓錨桿，桿體為20mm左旋無縱筋螺紋; W鋼帶采用280－2.75－2600與280－2.75 －1800分段鋼帶，金屬網采用直徑6.0mm的冷拔鋼絲焊接網，規格為2600mm×900mm與1800mm× 900mm 2種，網格尺寸70mm×70mm。頂板靠近煤柱側補打1排錨索，規格為17.8mm×7300mm的高強度低松馳預應力鋼絞線鳥巢錨索，加固方案如圖5所示。

4.2加固優化效果監測

從原支護地段和加固優化地段分別選擇代表性測站對比分析，監測結果如圖6～圖8所示。

監測結果分析:

(1)如圖6所示，回采期間按原支護方式擴幫處的附12號測站兩幫位移平均移近量1504mm，平均移近速度23mm/d;經擴幫加固優化段巷道12號測站兩幫移近量1120mm，平均移近速度15.86mm/d，加固優化效果明顯，巷道兩幫移近量和移近速度明顯減小，滿足巷道的正常使用。

圖5　加固方案

圖6　巷道表面位移移近量

圖7　加固優化處錨桿受力

圖8　加固優化處錨索受力

(2)經擴幫加固后，沿空巷道受上覆巖層活動影響明顯減小，按原方式擴幫處測站兩幫移近速度最高87mm/d，而擴幫加固優化處測站兩幫移近速度最高54mm/d，移近速度明顯降低。

(3)如圖7～圖8所示，沿空側小煤柱錨桿受力特征:下錨桿受力較大且增加較快，中錨桿次之，上錨桿最小;說明小煤柱下部完整性最好，上部破碎比較嚴重，可供錨固體錨固的完整煤體較少，錨桿不能發揮其作用。錨索受力在穩步增加，說明錨索通過對巷道上方不穩定煤巖層進行擠壓加固，對減緩頂板下沉和離層起到一定積極作用，使圍巖能夠發揮出更大的承載作用。

(4)盡管采用“雙啟動高強預應力讓壓錨桿+補強鳥巢錨索”聯合支護方案加固后巷道變形速度、變形量大大減小，但仍舊偏大，主要由于回采巷道兩幫煤體已經破碎，錨桿達不到預計的預緊力和錨固力，影響其加固效果。

5　結論

(1)深井厚煤層大斷面沿空掘巷由于圍巖結構不對稱，兩幫變形嚴重，普通的全螺紋鋼錨桿支護難以滿足要求，必須根據巷道圍巖變形破壞特點，采用新支護結構及支護方式，使其達到應有的支護效果。

(2)模擬研究表明:深井厚煤層大斷面沿空掘巷變形以兩幫整體外鼓和底鼓為主，其中以沿空側小煤柱變形最為嚴重。

(3)實踐證明，深井厚煤層大斷面沿空掘巷采用“雙啟動高強預應力讓壓錨桿+補強鳥巢錨索”聯合支護方案是合理的，對大斷面沿空掘巷圍巖變形有一定的控制作用，能夠滿足正常生產需要，建議深井厚煤層大斷面沿空掘巷初期就采用此支護方案。

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［責任編輯:姜鵬飛］

Technology of Supporting Roadway Driven along Gob with Large-section in Deep Mine

FAN Ke-gong，MA Chi-shuai，WANG Ya-jun，ZHEN En-ze，MAN Jian-xin

(Mine Disaster Prevention and Control Laboratory，Shandong University of Science＆Technology，Qingdao 266590，China)

Abstract:In order to solve the problem of severe floor heave and two-side whole deformation in roadway driven along gob in thick coalseam in deep mine of Huxi Colliery，applying site survey and numerical simulation，it was believed that high geo-stress，bad lithology and unreasonable supporting structure and parameters were main reasons which resulted into roadway deformation and failure and the small coal-pillar was the key to keeping roadway stability.On the basis of surrounding rock structure characteristic，combined supporting projection of“high pre-stress yielding anchored bolt + reinforcement bird-nest anchored cable”was put forward.Site observation showed that this supporting projection could effectively control deformation of roadway driven along gob and solved the difficult problem of supporting.

Keywords:deep mine; large section; roadway along gob; combined yielding supporting

［作者簡介］樊克恭(1964－)，男，陜西咸陽人，工學博士，教授，主要從事礦山壓力與巖層控制、巷道支護等方面的教學與研究工作。

［基金項目］國家自然科學基金青年科學基金項目(51104093)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.013

［收稿日期］2014－08－28

［中圖分類號］TD353

［文獻標識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0043-04