全錨支護體系在三軟沿空巷道支護中的應用

許得河 朱信飛 藺增元

（1.兗礦貴州能化有限公司 ，貴州 貴陽 550022； 2.貴州黔西能源開發有限公司，貴州 黔西 551500； 3.山東安科礦山支護技術有限公司，山東 濟南 250000）

因軟巖巷道容易出現圍巖變形量大、底鼓嚴重、各類支護構件失效等問題，一直以來都是制約煤礦生產安全的重要問題。針對軟巖巷道支護，許多學者對大巷加固和修復進行了研究[1-5]，但對工作面巷道研究較少，本文以小屯煤礦工作面巷道為背景，探討適用于三軟沿空巷道的支護技術。

1 工程概況

小屯煤礦這一地區雨量充沛，地表地形容易形成徑流，加之石炭二迭煤系地層滲透性好，地下水的地表補給充分，采空區含大量積水，礦井涌水量較大。同時該煤系地層圍巖多為泥巖或泥質巖層，頂底板巖性均較松軟，暴露后易風化破碎，遇水易膨脹弱化。煤層頂底板詳細情況見表1。

表1 煤層頂底板詳細情況

16中12 軌道巷道緊鄰16中10 工作面采空區，沿空煤巷留設煤柱寬度為5 m 窄煤柱，煤層中部發育厚度0.1～1.7 m 左右的軟分層，穩定性差。12 軌道巷原斷面采用錨網帶支護，頂板錨索規格為Ф21.6 mm×9000 mm，間排距為1200 mm×800 mm，頂板錨桿為左旋無縱筋樹脂錨桿，規格Ф20 mm×2200 mm，間排距800 mm×800 mm，采用4500 mmT型鋼帶。幫部錨桿為左旋無縱筋錨桿，規格Ф20 mm×2000 mm，間排距850 mm×800 mm，采用Ф12 mm×50 mm×2650 mm 鋼筋梯。網子采用10#菱形網。

16中07 工作面和16中10 工作面兩巷采用同類支護，在掘進期間巷道頂板平均下沉量達300 mm，最大達到1000 mm，多處需要采取架棚二次進行支護；兩幫局部變形最大達到1500 mm，底鼓量達到1600 mm，必須對巷道進行多次擴幫和臥底。回采期間兩幫移近量平均達到2000 mm，煤柱側1500 mm，采幫側500 mm，平均臥底量達到3000 mm。現有軟巖支護方式和參數滿足不了掘進期間和回采期間圍巖控制的需要。

2 三軟沿空巷道受力及變形分析

為分析12 軌順沿空巷道圍巖穩定性，利用UDEC 程序建立M-C 本構模型進行數值模擬，研究巷道圍巖塑性區分布圖。巷道圍巖塑性區分布情況如圖1，其巷道圍巖內的應力分布具有以下特點：

（1）巷道布置在16中10 工作面側向煤體塑性區范圍內，在這個區域頂板內的垂直應力和水平應力都比較低。16中10 工作面頂板巖層的垮落，造成水平應力釋放，因此巷道頂板缺乏水平應力夾持作用，應防止巷道頂板的抽冒。

（2）當16中12 工作面回采時產生的超前支承壓力與16中10 工作面側向煤體內形成的支承壓力疊加，因垂直應力主要作用于兩幫，會造成巷道兩幫向巷內發生位移。

（3）由于采空區內頂板的冒落，頂板所承受的水平應力向底板轉移。使巷道的底板水平應力集中，這是引起沿空巷道底鼓的主要原因。

另外通過鉆孔窺視儀觀測沿空側小煤柱的破壞情況，觀測結果與模擬結果基本一致：鉆孔0～3.4 m觀測范圍內（3.4 m 以后塌孔無法觀測）煤體整體性差，多數呈現松散破碎狀態。0～1 m 范圍內煤體完全破碎張開成為裂隙，且裂隙貫通性強；從1～2 m煤體內裂隙密度降低，徑向裂隙增多，裂隙面出現剪切錯動現象；2～3 m 范圍外煤體徑向裂隙發育，水流加大，整體性較差；再往深處裂隙增多，3.4 m處出現塌孔。小煤柱鉆孔窺視結果如圖2。

圖1 巷道圍巖塑性區分布圖

圖2 小煤柱鉆孔窺視結果

3 三軟沿空巷道初次支護體系設計

3.1 沿空巷道支護策略

研究表明沿空巷道控制的關鍵是巷道的兩幫變形。數值模擬和現場觀測的結果可以發現，12 軌順沿空巷道窄煤柱完全處于塑性狀態，煤柱沿空側約束弱化，極易導致支護結構失效引發失穩。要維護巷道穩定，必須重點對沿空巷道兩幫特別是小煤柱進行加固。頂板存在主要問題是巷道頂板缺乏水平應力夾持作用而發生漏頂，因此對于頂板主要是加強護表剛度和強度。

3.2 三軟沿空巷道支護方案

兩幫支護采用MZGK200-32/27-3400 mm 錨注式組合錨桿進行注漿，改善兩幫圍巖條件。該錨桿兼具傳統中空注漿錨桿和普通樹脂錨桿的優點，成本低，施工工藝簡單，能有效防止注漿時漿液從錨桿孔孔口周圍漏漿，而且特別適用于兩幫和底板的深孔支護。每排各施工五根，排距為800 mm，靠近頂板錨桿與水平成15°角斜入頂板，底角錨桿與煤部成45°～60°角斜入底板。同時兩幫輔以鋼梁及菱形網。在淋水、斷層等特殊地段兩幫施工Φ22 mm×4300 mm 中空注漿錨索，加強深部支護。幫錨索與底板距離1000 mm，間排距1550 mm×800 mm，成“2-1-2”三花型布置。具體支護參數如圖3。

巷道頂板采用MG500 左旋無縱筋錨桿，規格為Φ22 mm×2400 mm，間排距和施工與原支護一致，頂板錨索仍采用Φ21.6 mm×9000 mm 樹脂錨索，但由“3-3-3”改為“2-1-2”型布置。頂板采用“W”型鋼帶替代“T”型鋼帶，增大護表面積。將原10#菱形網改為4#點焊鋼筋網，提高護表強度和剛度。具體支護參數如圖4。

圖3 兩幫支護圖

圖4 頂板支護圖

4 支護效果分析

16中12 沿空巷道表面位移監測采用十字布點法布置三個觀測點，巷道表面變形監測布置3 個測面，分別對應于多點位移計觀測斷面1#、2#、3#。表面位移變化圖如圖5，其中OA、OB、OC、OD 分別為巷道中心點到小煤柱側、實體煤測、頂板、底板監測數值的變化量。

從監測斷面1#、2#、3#觀測數據曲線可以得到：

（1）16中12 沿空巷實體煤與頂板變形量最小，小煤柱變形量次之，底鼓變形量最大。

（2）16中12 沿空巷試驗段底鼓量200 mm，小煤柱變形量不到150 mm。

（3）試驗段底鼓與小煤柱變形控制效果顯著，試驗段底鼓量平均降低70%，小煤柱變形量平均降低75%。

（4）12 月31 日受采掘動壓后，巷道表面變形量主要體現在小煤柱與底鼓量的增加，受動壓影響后試驗段底鼓量與小煤柱變形量趨于收斂狀態，變形增量減小。

圖5 巷道各斷面表面位移變化圖

5 結 論

（1）軟巖沿空巷道的應力釋放后，頂板內的垂直應力和水平應力都比較低，巷道頂板缺乏水平應力夾持作用，應加強護表，防止巷道頂板的抽冒。

（2）沿空巷道窄煤柱受采動影響后完全處于塑性狀態，自身穩定性差，要維護巷道穩定必須重點改善沿空巷道兩幫特別是小煤柱圍巖性能。

（3）經過現場應用對比，“頂板加強護表，兩幫加大錨注”的錨桿錨索全錨支護體系下煤柱變形降低了75%，底鼓量平均降低70%，頂板整體穩定。