頂分層破壞區下回采巷道圍巖控制技術研究與應用

吳 濤

（山西鄉寧焦煤集團通合煤業有限公司，山西 鄉寧 042100）

1 工程概況

通合煤業202 工作面位于一采區，工作面南側為201 采空區，其余鄰近區域均為實體煤。202 工作面走向長度1479 m，傾斜長度為128 m。工作面開采2#煤層下分層，煤層上分層厚度為2 m，上分層區域基本全部采空，局部區域留有護巷煤柱；2#煤層下分層均厚為2.3 m，平均傾角為15°。2#煤層頂底板巖層特征如圖1。

圖1 2#煤層頂底板巖層柱狀圖

202 工作面采用綜合機械化放頂煤開采，工作面采高2.5 m，放煤2.8 m，循環進度0.6 m。由于上分層大部分已采空，中下分層回采遇煤柱時，壓力增大，為保障巷道圍巖穩定，特進行研究分析。

2 巷道特征及支護方式分析

2.1 巷道圍巖特點

根據202 綜放工作面回采巷道的賦存特征，結合頂分層的破壞特征，總結巷道布置特征如下：

（1）巷道沿2#煤層底板布置，頂板為已受采動影響的松軟2#煤中分層，其上為上分層無序破壞后的上分層垮落頂板或上分層遺留的煤柱，壓力分布不均衡。

（2）巷道頂底板產生強拉應力區，易造成巷道頂板冒頂，底板底鼓，因此對巷道支護強度和維護有較高的要求。

（3）巷道使用期間，存在底板治理困難的特征，由于巷道掘進沿松軟煤層底板掘進，巷道頂板及兩幫承載能力均較低，會導致力會大范圍傳遞至底板區域，進而出現強烈的底鼓破壞。

（4）2#煤層下分層厚約2.3 m，下分層與中分層之間有一層厚度10～60 cm的泥巖夾矸，隨掘隨垮，因此掘進斷面不易過高。

2.2 支護方式分析

在巷道斷面選擇時，為充分保障回采巷道圍巖的穩定，選擇巷道斷面為梯形[1-3]；巷道高度在設計時，在滿足機電設備的同時還不能過高導致出現上分層漏頂現象。綜合上述分析取巷道凈高為2.6 m。巷道寬度確定時，考慮順槽巷道兩幫受水平壓力影響及其使用要求，確定巷道下口寬為4.5 m。

受2#煤上分層破碎頂板的影響，采用錨桿錨索等主動支護已不現實，結合上述巷道特征確定巷道采用工字鋼棚支護。對于梯形巷道而言，其所選用的剛性金屬支架主要為礦用工字鋼，根據工程類比的分析方法[4-7]，確定選擇12號礦用工字鋼進行支護。

3 支護方案及效果

3.1 支護方案

根據巷道圍巖賦存情況及支護方式的初步分析結果，確定202 綜放工作面回采巷道沿2#煤層底板掘進，巷道斷面為梯形，斷面尺寸頂寬3700 mm、底寬4500 mm、巷高2600 mm。支護采用架棚支護，具體支護方案如下：

（1）梯形棚。梯形棚采用12 號工字鋼，頂梁和棚腿長分別為4000 mm、2650 mm，棚距700 mm。（2）金屬網。采用12#鐵絲編制的金屬網，規格為長×寬=8 m×1.2 m。（3）背板。采用木背板，規格為長×寬×厚=1000 mm×200 mm×30 mm的木背板。（4）撐桿。采用規格為長×厚=600 mm×50 mm 的木撐桿，間距700 mm 布置。（5）拉桿。采用規格為長×厚=3000 mm×40 mm 的木拉桿，布置在距底板1.5 m 的位置處，通過拉桿將棚架連接為一個整體。（6）地梁地錨。采用長×直徑=100 mm×30 mm 的鋼釘布置在底板棚腿位置處，起到固定架腿的目的。具體巷道支護方式如圖2。

圖2 巷道支護斷面示意圖（mm）

巷道掘進過斷層、松軟煤層區域時，采用超前注漿加固的方式進行超前支護，注漿鉆孔直徑為35 mm，長度為20 m，間距為600 mm，鉆孔與煤壁成15°夾角布置，具體注漿鉆孔布置方式如圖3。注漿材料采用 FSS-化學加固材料（無機加固料），該加固材料由A/B 組分組成，施工時A/B 組分按1:1混合。

圖3 注漿鉆孔布置示意圖（m）

3.2 可行性模擬驗證

為有效驗證202 綜放工作面回采巷道采用梯形棚支護的可行性，采用FLAC3D模擬軟件進行模擬分析。基于工作面特征，數值模型中工作面寬度取100 m，順槽寬4.5 m，兩側各留50 m 實體煤，模型寬209 m，工作面推進方向取100 m，高度方向取36.8 m，建立的模型尺寸：209 m×100 m×36.8 m，共計節點394 383 個，單元374 400 個。模型左右及前后的橫向位移設置為零，模型頂部施工等效自重載荷，重力加速度取為9.81 m/s2，底部位移設置為零。

202 工作面兩順槽開挖后，采用12 號工字鋼構建梯形棚對棚支護，兩架梯形棚為一組，架棚排距為700 mm。計算平衡后，巷道圍巖垂直應力、位移及塑性區分布如圖4。

圖4 圍巖應力及塑性區分布圖

分析圖4 可知，巷道的開挖在其頂底板范圍形成一個卸壓拱，在巷道兩幫及頂底板肩角處形成垂直應力集中帶，峰值應力7.5～8.35 MPa。根據位移云圖可知，巷道掘進完成采用工字鋼支護后，巷道頂底板及兩幫移近量分別為20 mm、30 mm。掘進施工完成后，巷道圍巖位移量較小。根據塑性區分布可知，2 號煤層受頂分層小窯開采破壞影響，掘巷完成后，頂板塑性區發育高度可達到2.5 m 左右，兩幫塑性區發育范圍均在2 m 左右，圍巖塑性區發育范圍較大，進一步側面驗證了采用錨桿（索）支護時無可靠著力點。

進一步通過數值模型進行工作面回采期間圍巖變形情況的模擬分析，數值模擬時通過循環開挖來模擬工作面的推進，設置工作面開挖40 m?；夭善陂g在巷道頂板及兩幫布置位移觀測點，監測距離回采工作面不同位置巷道頂板及兩幫位移量，得出頂板下沉和兩幫位移曲線如圖5。

分析圖5 可知，當監測點距離工作面大于25 m時，頂板下沉量基本穩定在35 mm，測點與工作面間距小于25 m時，此時頂板下沉速率開始逐漸增大，最終至工作面回采至測點位置處，頂板累計下沉量達到70 mm。監測斷面在距工作面小于10 m 時，巷道兩幫變形速率逐漸增大。當工作面回采至監測點位置時，兩幫累計移近量達到86 mm。綜合上述數值模擬結果可知，巷道采用梯形鋼棚的支護方式，能夠保障巷道圍巖的穩定，進而驗證得出支護方案可行。

圖5 工作面回采期間圍巖變形曲線圖

3.3 效果分析

202 綜放工作面回采巷道掘進期間，通過現場觀測分析的方式，得出巷道采用梯形棚支護掘進期間最大變形量為60 mm，圍巖整體變形量小，即巷道圍巖在掘進期間處于穩定狀態。為驗證回采巷道現有支護是否滿足回采期間使用要求，工作面回采期間同樣進行圍巖變形觀測，根據觀測數據能夠繪制出變形量與距工作面距離間的關系曲線，如圖6。

圖6 工作面回采期間圍巖變形曲線圖

分析圖6 可知，工作面回采期間，當巷道監測斷面與工作面間的距離小于60 m 時，頂底板及兩幫變形量開始大幅增大，最終頂底板移近量和兩幫移近量的最大值分別為92 mm 和195 mm。

4 結論

根據202 綜放工作面頂分層破壞區下回采巷道的賦存特征，通過分析巷道賦存特征，結合巷道使用要求及工程類比法，確定巷道斷面為梯形，采用工字鋼支護，棚距700 mm；當煤層松軟、過斷層破碎帶時，采用注漿加固措施；通過數值模擬驗證了支護方案可行性。根據支護方案應用后的效果分析可知，巷道在現有支護方案下圍巖處于穩定狀態。