采動影響下松軟煤層巷道支護技術研究

張寶國 孟現明 孔祥太

摘 要：針對某煤礦相鄰生產作業面采動影響下的4328工作面進風巷道的支護困難問題，通過實際測量以及依托軟件FLAC2D進行模擬，分析了某煤礦松軟煤層巷道在上一層工作面側向殘余支承壓力作用下的圍巖變形規律，基于圍巖變形規律設計了鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿補強技術。最終研究結果表明：回采4329工作面后，與煤壁距離大約12米處出現了側向殘余支承壓力的峰值，1.89是應力集中系數的峰值，4328工作面進風巷處在1.60的應力集中系數區域，從以上研究數據不難看出，巷道失去穩定產生破壞的主要因素是巷道圍巖的變形時不均勻的。

關鍵詞：松軟煤層；鋼制支架（U型）；全程螺旋錨固錨桿

DOI：10.16640/j.cnki.37-1222/t.2019.09.071

為了盡可能的降低煤炭資源的浪費，工作面交替進程中的保護煤柱的尺寸規格不能偏大，下一工作面巷道受到的應力在上一工作面殘余支承壓力的作用下，出現了急劇的應力集中現象，在這種應力集中狀態下，當工作面為松軟或者破碎煤層時，維護巷道工作性能穩定的措施更加困難。以外采取的單一支護技術不能滿足承載結構的支護要求，對采煤巷道圍巖的不均勻變形不能起到有效的支撐作用。鋼制支架（U型）、管棚錨索耦合、錨桿鋼絲網索以及超前小導管注漿等圍巖變形控制技術是目前采煤巷道在采動影響下所采取的只要支護措施，根據地質條件和采礦外界條件的不同，每一種控制圍巖變形的措施帶來的處理效果是不同的。本文選取的案例煤礦中4328工作面是5號煤層第6采煤區的掃尾工作面，其長度約為120米，與4329工作面相鄰區域的回采工作已基本完成。5號煤層的有效出煤層厚度約為6.5米，煤層存在一定的傾斜角度，傾斜角度平均約為5度，埋置深度大約在490米左右。

1 巷道產生變形失去穩定的原因

1.1 影響巷道圍巖穩定性因素分析

利用FLAC2D數值模擬軟件，依據地址條件特點，建立4328工作面力學模型。模型的長度為150米，寬度為90米，在模型上部施加均勻荷載，荷載強度為11MPa，為了便于計算，模型上部邊界簡化為自由邊界，模型的左側簡化為支承邊界，模型的右側也簡化為支撐邊界，模型的下邊界與模型的上邊界相反，簡化為固定邊界。模型的破壞標準采用摩爾-庫倫法則進行破壞試驗。（1）4328工作面進風巷道沿著3號煤礦的底面支撐板進行挖掘前進。3號煤層主要成分為塊粉煤，塊粉煤的煤質硬度小且較為松軟，其中碎粒、糜棱煤均有零星的分布。深灰到黑灰色泥巖位于3號煤層頂板處、節理和裂隙十分發育的深灰到黑灰色泥巖平均厚度2.3米。粉砂巖是巷道底層的主要成分，粉砂巖的平均厚度為2米左右，由以上數據可知，4328工作面的整體強度是非常低的。（2）回采作業完畢的4329工作面，應力明顯降低區與煤壁距離在0-5米之間，應力明顯升高區與煤壁距離在5-60米之間，原始巖應力區在距離煤壁60米之外的地方基本恢復。在距離煤壁大約12米的地方出現應力峰值，最大應力峰值為23MPa，原始巖應力為12MPa。

1.2 巷道圍巖位移

在煤巷道的實際掘進中，4328工作面巷道頂面的實際位移量為1.85米，巷道兩幫的實際位移量略小于頂面的位移量，兩幫的位移量約為1.56米。4329工作面巷道頂面的實際位移量為0.655米，巷道兩幫的實際位移量與頂面的位移量基本相當，兩幫的位移量為0.656米。從FLAC2D數值模擬軟件的模型中可以看出，與煤巷道實際掘進中頂面和兩幫的位移量進行對比，頂面的位移量增加了251個百分點，兩幫的位移量增加了320個百分點，這說明巷道發生劇烈變形的主要原因是，4328工作面進風巷受4329工作面側向殘余支承壓力作用引起的。

2 控制巷道圍巖變形的技術

2.1 巷道支護的技術措施

4328工作面巷道為直墻半圓形拱門式，巷道凈截面長度為4.6米，巷道凈截面寬度為3.2米。考慮到巷道煤質硬度小且較為松軟，其中碎粒、糜棱煤均有零星的分布，以及巷道在上工作面側向殘余支承壓力產生的變形特點，基于圍巖變形規律設計了鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿補強技術措施。

2.1.1 鋼制支架（U型）支護

鋼制支架（U型）支護技術措施中，支架采用3節U29型鋼支架，3節鋼支架之間的搭接均為0.5米，管棚使用間距為0.7米的2副卡纜，卡纜為雙槽夾板式。管棚背后接頂采用原木，護表采用鋼筋網。

2.1.2 鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿

配合自攻全程螺旋錨固錨桿中的鋼制支架（U型）架設方式與2.1.1 中鋼制支架（U型）支護程序一樣，在該程序完成后，采用自攻全程螺旋錨固錨桿配合厚度為0.9米的槽鋼進行托梁處理，全程螺旋錨固錨桿的尺寸為0.022米×2.5米。

2.2 支護方案模擬分析

當不對4328工作面進風巷道采取任何支護措施時，巷道頂面位移量為0.655米，巷道兩幫位移量為0.656米。當對巷道采取鋼制支架（U型）支護措施后，巷道頂面位移量為0.285米，下降幅度為56個百分點，巷道兩幫位移量為0.249米，下降幅度為62個百分點；當采用鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿措施后，巷道頂面位移量為0.183米，下降幅度為72個百分點，巷道兩幫位移量為0.175米，下降幅度為73個百分點。由此可見，從巷道頂面位移量來說，采用鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿比鋼制支架（U型）支護降低了35個百分點，從巷道兩幫位移量來說，采用鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿比鋼制支架（U型）支護降低了29個百分點。綜合以上分析，采用鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿比單純的鋼制支架（U型）的支護效果更顯著。所以，4328工作面進風巷最終采用該技術方案。

3 結束語

采用鋼制支架（U型）配合自攻全程螺旋錨固錨桿后，4328工作面的回采工作開始后，從未出現鋼支架變形現象，這表明軟弱巷道圍巖的變形得到了有效控制。

參考文獻：

[1]崔燕雷.采煤工作面頂板安全管理及預防措施研究[J].山西能源學院學報，2018（02）：41-43.