松軟厚煤層動壓巷道留頂煤掘進支護技術

何 杰 崔千里

(1. 天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京市朝陽區，100013；2.煤炭科學研究總院開采研究分院，北京市朝陽區，100013;3.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京市朝陽區，100013)

松軟厚煤層動壓巷道的留頂煤掘進與支護，一直以來都是巷道支護研究的重點。隨著開采深度和范圍的增加，松軟厚煤層留頂煤巷道存在圍巖應力大、頂煤隨掘隨冒、圍巖變形破碎等問題，巷道施工和支護十分困難；尤其當巷道受到鄰近工作面或采空區動壓影響時，圍巖控制將變得更加困難，出現頂煤破碎下沉、底板底鼓、兩幫劇烈收縮等現象，甚至出現錨桿錨索破斷、頂板冒落等事故。國內外專家學者已經進行了大量的實驗研究和工程實踐，提出了多種支護方式，如架棚支護、注漿加固及可伸縮錨索支護等，但仍存在諸多不足之處，如支護成本較高、圍巖完整性遭破壞等，需要針對性地研究松軟厚煤層動壓巷道的變形規律、施工優化及圍巖與支護體協同作用機理。本文在分析松軟厚煤層留頂煤巷道變形破壞的基礎上，提出了相應的留頂施工工藝和圍巖控制技術，并將其應用于工程實踐，取得了顯著的效果。

1 巷道工程背景

陽泉二景礦15202回風巷地面標高1300～1363 m，井下標高840～848 m。相鄰的15103工作面回采完畢約1年，保護煤柱凈寬15 m，受采空區動壓影響。巷道布置如圖1所示。

巷道位于15#煤層，沿煤層底板掘進，頂煤留設不成功，全高掘進。15#煤層內生裂隙發育，煤層強度指數f=0.6～1.5，較為松軟破碎，完整性差；煤層厚度4.2～6.7 m，平均5.4 m，煤層傾角2°～11°，平均4°。15#煤層賦存穩定，結構簡單，屬貧煤。煤層偽頂為黑色砂質頁巖，直接頂為石灰巖，厚度2.3 m，灰黑色，老頂為黑色泥巖、砂質泥巖組成的互層，約2～3層，厚度約9.5 m；煤層底板為鋁質泥巖和細粒砂巖，如圖2所示。

圖1 巷道布置平面圖

圖2 巷道頂底板巖性

進行地質力井下原位測試，測得最大、最小水平主應力、垂直應力分別為10.5 MPa、5.3 MPa、5.0 MPa，最大主應力方向NE55.1°，量值上屬于中應力區。相互垂直的主應力差值達到5.2 MPa，圍巖偏應力作用顯著。煤體平均強度8.1 MPa，整體較軟；煤層含有瓦斯，煤體松軟破碎，節理、裂隙發育，圍巖整體性和穩定性較差。

2 支護現狀與存在問題

2.1 原支護參數

頂板采用?20 mm×2400 mm圓鋼錨桿，配套尺寸為5000 mm×230 mm×4 mm的W型鋼，錨桿墊片尺寸為100 mm×100 mm×8 mm，護表金屬網尺寸為1.2 m×8.0 m，網片搭接，錨固劑型號為MSCK2840，錨桿間排距為0.9 m×1.0 m；頂錨索采用?17.8 mm×6200 mm、1×7股鋼絞線，錨固劑型號為MSCK23100，配套200 mm×200 mm×10 mm平鋼板，錨索間距1800 mm；巷幫采用?20 mm×2400 mm圓鋼錨桿，鉆孔直徑42 mm，錨固劑型號為MSCK3540，配套托板200 mm×200 mm×10 mm，錨桿間排距0.8 m×0.85 m，巷幫打設三排幫錨索，?17.8 mm×6200 mm、1×7股鋼絞線，配套幫錨索托板300 mm×300 mm×10 mm，錨索間排距0.8 m×0.85 m；頂錨索預緊力不小于160 kN，幫錨索預緊力介于60～80 kN之間，幫錨桿預緊扭矩120 N·m。

2.2 變形破壞與問題分析

大斷面高幫巷道支護，一方面施工比較困難，需要清理底煤和利用底煤臺階面進行巷道上部支護，施工條件差，施工質量不易保證；另一方面高幫支護比較困難，煤壁破碎，完整性差，承載強度低，兩幫最大變形達1 m之多，錨桿錨索后空或托板陷進四周鼓出的煤體內，分析原因主要有以下幾方面：

(1)掘進支護施工不合理，被迫采用沿頂沿底的全高掘進，一方面巷道支護和現場施工比較困難，巷道安全無法得到保障；另一方面，全高掘進為后期綜放回采帶來支護問題，端頭支架無法接頂，容易造成支架壓死或頂板冒落事故。

(2)支護系統剛度偏低。錨桿錨索預緊力偏低，導致其產生的支護應力場較小，不利于形成有效的支護承載結構；同時，巷幫松軟破碎，容易出現錨桿錨索后空或破碎片幫現象，造成巷道失穩破壞。

(3)支護材料匹配不合理，整體支護效果較差。采用槽鋼或面積較小的平鋼板進行護表支護，一方面槽鋼和平鋼板的強度與錨桿錨索的承載能力不匹配，影響支護系統的整體強度；另一方面護表面積較小，容易在松軟破碎圍巖出現頂幫鼓包變形，甚至是破碎圍巖從托板、槽鋼四周鼓出來并將其掩埋，破壞圍巖的完整性和承載結構。

(4)巷幫支護較弱。出現“重視頂板、輕視兩幫”現象，巷幫下部采用支護力較低的錨桿支護，支護較弱。兩幫鼓包變形，容易誘發圍巖深部變形位移，同時也造成水平應力對頂底板的擠壓破壞，最終導致巷道整體失穩冒落。

3 施工優化與改進原則

(1)改善施工方案和工藝，采用留頂煤掘進支護。通過優化施工工藝和支護設計，改善施工條件，保證支護效果。一方面可減小巷道斷面，降低施工難度；另一方面可改善支護效果，保證巷道安全，也為后期綜放回采帶來方案。

(2)提高支護系統剛度。高預應力是錨索支護系統的關鍵參數，提高支護系統的剛度，可有效改善巷道圍巖條件和承載能力，利于掘進支護和巷道安全。

(3)頂板巷幫協調支護。加強巷幫支護，一方面控制水平應力對頂底板的擠壓破壞作用，減小頂底變形；另一方面改善幫部應力狀態和圍巖完整，保證整體支護效果。

(4)改善支護系統作用狀態。通過改進支護配件，如調節支護角度的調心球墊、擴大護表面積的W形托板等，改善支護體受力狀態，提高預應力擴散效果，保證圍巖完整和巷道安全。

4 留頂煤掘進支護方案

根據巷道地質條件和施工現狀，在問題分析、工藝優化、參數選取與方案對比的基礎上，確定采用“留頂煤高預應力全錨索頂幫協調支護”的綜合技術。

(1)開口段自由面防護：掘進面清理→自由面防護→初始段超前支護→留頂煤、強力支護。利用人工風鎬進行敲幫問頂，清除危巖浮塊；在留頂開始(即巷高3.0 m)處，人工挖出一個與水平夾角60°的傾斜臺階面，便于打設超前斜拉錨索。錨索采用?17.8 mm，1×7股鋼絞線，長度2.0～3.5 m，配套W型鋼帶和錨索托板，錨索預緊力40～100 kN，以護住表面且不拉跑錨索為準。在自由面第三排錨索下邊緣中部打設一排管縫式錨桿。管縫式錨桿鋼號不低于Q235，直徑26 mm，長度2.4 m，管壁厚度3.0 mm；管縫錨桿打設一排(共10根)，間距250 mm。支護布置如圖3所示。

(2)臨時支護：前兩排人工落煤，條件允許時采用掘進機落煤；采用單體支柱+木板方式臨時支護，若空頂范圍較小，則立即進行錨索+鋼帶永久支護。

(3)永久支護：若頂煤穩定、支護條件具備，則一次全斷面成巷和支護。若頂煤不穩或直接垮落，則分左右兩次掘進成巷和支護；第一次，左側2.3 m人工挖刨落煤，鋼帶截為原鋼帶一半(2.2 m)。第二次，右側2.3 m人工挖刨落煤，施工方案與左側相同。

(4)支護方式和參數：頂板錨索為?17.8 mm、1×7股鋼絞線，長度5.2 m；W型可調心錨索托板300 mm×280 mm×14 mm，托板高度52 mm，承載能力350 kN；W型鋼帶規格4000 mm×280 mm×4 mm；錨索間距900 mm，排距600/700/800 mm，錨索預緊力為150～250 kN。巷幫錨索為?17.8 mm、1×7股鋼絞線，長度4.2 m；拱型可調心錨索托板300 mm×300 mm×12 mm，高度50 mm，承載能力350 kN；錨索間距900 mm，排距600/700/800 mm，錨索預緊力為80～150 kN。頂幫錨索采用1支雙速樹脂錨固劑MSCK2330+Z2350；金屬網護表，材料為10#鐵絲，網孔規格為50 mm×50 mm，搭接方式布滿巷道頂幫，留頂支護布置如圖4所示。

圖3 自由面防護和斷面鎖口支護布置

圖4 巷道留頂煤支護布置圖

5 礦壓監測與效果評價

在留頂段某處安裝了頂板離層儀、表面位移和錨索受力測站，監測結果分別如圖5、圖6和圖7所示。

由圖5可知，巷道整體平整度和成型性較好，局部段出現小的鼓包下沉，頂板淺部和深部離層最大值分別為9 mm和11 mm。由圖6可知，巷道頂板最大下沉量約32 mm，兩幫最大移近量約23 mm，圍巖變形占巷道尺寸比例較小。由圖7可知，頂幫錨索初始預緊力和后期受力都較大，且頂幫錨索在初始3 d內由初始預緊力快速增大到穩定拉力，另外頂板錨索受力比幫錨索大?？偟膩碚f，巷道處于穩定狀態，圍巖變形和錨索受力也都處在允許范圍內。從現場可知，除局部段頂煤部分或全部垮落至巖層頂板外，80%以上都成功留頂并有效支護。

圖5 頂板離層監測

圖6 表面位移監測

圖7 錨索受力監測

6 結論

(1)通過斜拉錨索超前支護和管縫錨桿托頂作用，改善施工工藝和支護方案，可有效解決松軟厚煤層頂煤隨掘隨冒難題，有效實現留頂煤掘進支護施工；留頂煤掘進支護可改善巷道條件和支護效果，也為后期綜放回采帶來便利。

(2)高預應力全錨索頂幫協調支護，可加強巷幫支護強度和煤壁完整性，恢復和強化圍巖整體性和承載能力，保證巷道安全。改進支護構件，實現材料合理匹配，保證支護系統高預應力的成功施加和有效擴散，有利于巷道穩定。

(3)“斜拉錨索超前支護+管縫錨桿托頂作用+高預應力全斷面錨索頂幫協調支護”的綜合控制技術有效解決了一定條件下松軟厚煤層留頂煤掘進支護難題，為類似條件巷道提供有利借鑒。