掘進巷道過斷層組支護技術研究

王 鑫

（陽煤集團壽陽開元礦業有限責任公司，山西 晉中 045400）

引言

斷層是煤礦采掘生產活動中最常見、安全隱患較大的地質構造，尤其是對掘進工作面影響較大，斷層的產狀、落差大小、賦存狀態及巷道布置形式對支護的要求各不相同[1]。斷層附近往往存在應力集中與變形的圍巖結構，并耦合瓦斯突出、地壓、冒頂片幫、巷道失穩等瓦斯地質災害，給煤礦安全生產造成嚴重威脅。特別是在斷層構造較多、較大的區域，極易出現斷層組構造，巷道圍巖煤巖體受斷層切割作用呈現斷裂破碎帶狀態，尤其斷層群集中區域。隨工作面不斷向斷層群推進，工作面采動應力分布明顯受斷層群影響，斷層破碎帶阻礙應力向前繼續傳遞，導致應力集中現象。一旦應力集中程度超越煤巖體承受極限，極易發生災難性動力災害事故，因此工作面多斷層賦存區域必須加強支護，確保安全生產[2-4]。

1 工程概況

陽煤集團壽陽開元礦業有限責任公司位于山西省壽陽縣，井田面積為27.903 km2。井田內主要含煤地層為山西組和太原組，共包含煤層17層，現階段該公司主采3號和9號煤，其中9號煤層位于太原組上部，其西南厚東北薄，分叉區也是西厚東薄，結構簡單至復雜，含夾石0～4層，巖性為泥巖或炭質泥巖，厚0.08～0.75 m，一般小于0.20 m。

由于礦井為煤與瓦斯突出礦井，為解決瓦斯突出問題，9號煤工作面采用“U+L”型布置方式，即進回風巷和高低抽巷，其中進回風巷為全煤巷道，均沿9號煤層頂板布置，9號煤層開采受石炭系頂板含水層水害的危險性不大，上部砂巖含水層裂隙水和采空區積水可能形成礦井涌水，具有一定影響，但不會威脅礦井安全。

9704工作面位于9號煤層七采區東翼中部，該面在七采區系統大巷東側，南部為9703設計工作面，北部為9705采空區，東部緊靠該公司礦界。9704進風巷與9706回風巷雙巷掘進，其中9703回風巷長度為2 380 m，斷面荒寬5.0 m、高3.1 m，荒斷面積15.5 m2。

根據9703回風巷道實揭資料，五橫貫繼續向南掘進18.5 m分別揭露9704進風巷延伸正斷層，預計繼續向西掘進6 m、20 m分別揭露9703回風巷延伸正斷層，斷層參數分別如下：一組走向為北偏西70°、傾向為北東向，傾角小于60°，落差H為3.5 m；二組走向為北偏西72°、傾向為北東向，傾角小于66°，落差H為5 m。正斷層附近頂板破碎，煤層節理發育，瓦斯量可能出現異常，預計瓦斯含量為5.0～6.0 m3/t。9703回風巷斷層組位置示意圖，如圖1所示。

圖1 9703回風巷斷層組位置示意圖

2 斷層對巷道頂板穩定性的影響

斷層是一種常見的地質構造，本質是煤巖體發生斷裂后沿著一個平面發生相對錯動，這個滑動平面也叫作斷層面。由于斷層上下盤相對錯動，破壞了煤巖體原本的應力平衡狀態及整體完整性，同時會造成斷層帶附近煤巖體局部較破碎。斷層破碎帶會阻礙工作面支承壓力的正常傳遞，造成斷層附近應力集中。

若斷層傳遞載荷能力相對較差，巷道上覆巖層上覆載荷均由巷道支護承載，掘進工作面斷層附近頂板及兩幫應力集中相對明顯，隨著斷層落差及揭露面不斷增加，斷層集中應力隨時會釋放，極有可能誘發冒頂、片幫等動力災害。特別是針對掘進巷道過斷層組，掘進工作面穿過第一條斷層后，斷層組中部上盤基本頂破斷形成鉸接結構，此時，巷道基本頂和老頂應力載荷基本上由兩個斷層面鉸接承載。根據“砌體梁”理論，此時巷道上覆巖層破斷形成斷塊，形成的斷塊則與巷道上覆巖層破斷斷塊相互作用形成基本力學結構，斷塊力學結構的一部分力作用于巷道支護承載物上，另一部分則通過力學結構傳遞至斷層面及斷層附近實體煤上，必須對斷層組構造結構進行詳細分析，研究分析合理的巷道支護形式，保證巷道在掘進和工作面開采期間的穩定性。9703回風巷斷層組剖面圖，如圖2所示。

圖2 9703回風巷斷層組剖面圖

3 巷道支護參數優化設計

根據以上分析，由于斷層界面平滑，摩擦力小，巷道穿越斷層時形成的斷塊主要作用于巷道支護承載物上，造成巷道穿越斷層期間上覆巖層極不穩定。根據9703回風巷掘進工作面的現場條件，確定以錨桿、錨索、鐵棚聯合支護，具體方案如下：首先，縮短掘進排距，由原先的1.2 m縮短至0.9 m，減小空頂距，確保斷層活動塊處于較小范圍內；其次，9703回風巷穿越斷層過程中，圍巖破碎導致維護困難，支護初期采用高強錨桿、錨索、W型鋼帶及金屬網組合支護形成群錨效應，并及時根據巖性、圍巖破裂程度及賦存狀態，靈活調整錨索錨固長度，保證聯合支護系統的安全可靠，也保證巷道圍巖短期內的穩定；最后，由于斷層面過于光滑，為確保巷道圍巖失穩，采用錨桿、錨索、W型鋼帶、金屬網聯合支護后，及時支設29U型棚，確保其對上覆圍巖的支撐作用，具體支護形式如下：

1）9703回風巷穿越斷層期間，頂板托煤厚度不超過3 m時，排排鋼帶、全錨索聯合支護。布置方式為每排使用4.8mW型鋼帶，其上布置2根Φ21.6mm×8 200 mm錨索、3根Φ17.8 mm×6 200 mm錨索（6.2m錨索+8.2 m錨索+6.2 m錨索+8.2 m錨索+6.2 m錨索），錨索間距為1.1 m，排距0.8 m。幫錨桿每幫布置3根Φ20 mm×2 000 mm錨桿（鋼號335），間距為第1根至頂0.4 m、第2根距第1根1.1 m、第3根距第2根1.1 m，每幫各掛2片幫網，幫錨桿排距0.8 m。

2）9703回風巷穿越斷層期間，托煤厚度為3～5 m時，布置方式為排排鋼帶、全錨索聯合支護。具體布置方式為每排使用4.8 m W型鋼帶，鋼帶上布置5根Φ21.6 mm×8 200 mm錨索，錨索間距為1.1 m，排距0.8 m。幫錨桿每幫布置3根Φ20 mm×2 000 mm錨桿（鋼號335），間距為第1根至頂0.4 m、第2根距第1根1.1 m、第3根距第2根1.1 m，每幫各掛2片幫網，幫錨桿排距0.9 m。

永久支護完成后，支設29U型鐵棚進行加強支護，棚距0.8 m。支設鐵棚時，柱窩深度不小于20 cm，要用鎬配合風鎬根據設計深度挖掘柱窩，人員協調配合作業并有專人進行監護。支棚必須支設平穩，不得歪斜。棚腿應支設在實底上，如果底軟不能支在實底上時，必須使用柱鞋支墊，對于二牛背及接頂不嚴處要用規格為1.2 m的板木進行構頂、盤幫，并按要求構盤嚴實，構頂要用板木接頂，梁頭不實時用木楔打緊背牢，過斷層期間支設的梯形棚最多允許滯后一排，確保巷道上層破斷塊處于穩定狀態。9703回風巷穿越斷層期間永久支護示意圖，如圖3所示。

圖3 9703回風巷穿越斷層期間永久支護示意圖（單位：mm）

4 支護效果

為檢測9703回風巷聯合支護巷道變形效果，必須對巷道圍巖變形狀況進行監控，確保掘進、回采期間安全生產。采用十字布點法進行巷道圍巖變形監測，在斷層組中部布置1個測站，觀測點在巷道掘出后及時布設。

從下頁圖4可以看出，巷道掘出后，兩幫及頂底板移近量有所增加，尤其是巷道兩幫變形直至掘進工作面超前50 m后，才趨向穩定，移近速度幾乎為零，最大變形量為150 mm；頂底板變形量較兩幫變形量小，最大變形僅為70 mm，頂底板及兩幫變形集中在巷道掘進15 m范圍內，超過15 m后，巷道圍巖還存在變形但變形速率明顯降低，之后趨向穩定，移近速度逐漸變為0，最終頂底板移近量穩定在可控范圍內。說明9703回風巷穿越斷層組采取的支護方式較合理，可以及時阻止斷層破斷塊沿斷層面滑動，斷層組中部上盤基本頂破斷塊可以在巷道支護承載及巖塊鉸接結構的共同作用下保持穩定狀態，巷道圍巖變形可以得到有效控制，可以滿足安全生產需要。

圖4 工作面后方圍巖變形與掌頭距離關系圖

5 結論

通過現場調研及理論分析，掘進巷道穿越斷層組時，斷層組中部上盤頂板破斷形成鉸接結構，巷道上覆巖塊應力載荷基本上由兩個斷層面鉸接結構及巷道支護承載，由于斷層面過于光滑，采用錨桿、錨索、W型鋼帶、金屬網、29U型鐵棚聯合支護，確保支護對上覆圍巖的及時主動支撐作用。礦壓監測結果表明，聯合支護方案在很大程度上能及時確保巷道圍巖的穩定性，將巷道圍巖的變形量控制在可控范圍內。證明穿越斷層組期間，聯合支護方案對控制巷道圍巖變形是有效的，對類似地質條件下的巷道圍巖控制也起到了參考作用。