金能煤業大斷面軟巖巷道圍巖控制技術與應用

董 豪

（霍州煤電集團金能煤業有限公司，山西 忻州 035100）

1 工程地質條件

1.1 工作面概況

金能煤業主采2#煤層，煤層埋深+210～+341 m，煤層厚度0～13.04 m，平均9.8 m，煤層傾角7°～28°，平均12°。煤層頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板結構

目前掘進一采區回風上山，巷道開口標高+1210 m，沿頂掘進，巷道東部設皮帶和軌道上山，南部為井田邊界。巷道設計斷面為矩形，寬5.4 m，高4.3 m，斷面積20.8 m2，設計施工長度1306 m。

1.2 圍巖地質力學測試

對一采區回風上山圍巖地應力進行了測試，得出巷道附近圍巖應力場以水平應力為主，其中最大水平應力為7.8 MPa，垂直應力為5.7 MPa，最小水平應力為3.5 MPa。最大水平應力的方向為N57.2° E，與巷道掘進方向的夾角為45°，對巷道圍巖的穩定性有一定影響。

1.3 工作面周圍的水文地質條件

1）二疊系山西組砂巖裂隙含水層

山西組由砂巖、泥巖及煤層組成，砂巖裂隙含水，含水層主要位于2 號煤層以上，巖性以中細砂巖為主，厚30～50 m，是2 號煤層直接充水含水層。山西組含水層埋藏較深，砂巖裂隙不發育，地下水補給條件差，含水性弱，主要以淋水形式出現。

2）中奧陶統上馬家溝組灰巖巖溶裂隙含水層

靜止水位標高+1370～+1410 m，奧灰底板距2#煤層頂板190～390 m，奧陶系灰巖含水較為豐富。巖溶裂隙發育，含水層滲透性及導水強，地下水補給、運移、貯存條件良好，在有構造破壞、采動裂隙及導水陷落柱溝通的情況下，可能對巷道掘進帶來威脅。

綜上所述，巷道沿煤層頂板掘進，而頂板為泥巖或砂質泥巖，屬于軟弱巖層，受頂板含水層淋水影響極易變形，加之水平應力的影響，導致圍巖變形破壞加重，尤其是頂板表面的圍巖變形難以控制。因此，需對原有的支護方案進行優化，保證巷道安全高效掘進。

2 軟弱頂板圍巖控制機理分析[1-4]

2.1 圍巖強度測試

在工作面采集了頂板泥巖試樣及煤體試樣進行物理力學測試，測試結果見表2。

表2 圍巖強度測試結果

由測試結果可知，巷道煤體及泥巖的平均抗壓強度分別為10.663 MPa、15.432 MPa，平均抗拉強度分別為0.449 MPa、0.749 MPa，強度均較低，屬于軟弱圍巖。

為分析頂板泥巖不同層位的強度特征，采用鉆孔觸探法在現場對頂板泥巖層的強度進行了原位測試，測試結果如圖1。

圖1 頂板泥巖強度測試曲線

由圖1 可知，泥巖層的整體強度不高，尤其0～2 m 內的淺部泥巖巖層強度下降明顯，抗壓強度為14 MPa 左右，2～5 m 范圍的深部泥巖層強度在15～18 MPa 之間，因此，需著重加強對頂板淺部及表面圍巖的控制。

2.2 錨桿托板對圍巖的控制作用

1）建立模型

為分析錨桿托板對圍巖的控制作用，采用FLAC3D數值模擬軟件，依據一采區回風上山巷道的實際賦存條件建立模型，模型尺寸為：長×寬×高=50 m×50 m×20 m。根據工作面埋深，在模型頂部施加5.1 MPa 的垂直應力以模擬覆巖壓力，通過位移邊界條件對模型四周和底部進行約束，煤巖體的破壞準則統一采用Mohr－Coulomb 本構模型，煤巖體的物理力學參數按表3 進行賦參。

表3 煤巖體物理力學模擬參數

共設置2 種模擬方案，對比井下常用2 種托板的支護效果。方案一的錨桿托板尺寸為：150 mm×150 mm×10 mm，方案二的錨桿托板尺寸為：250 mm×250 mm×10 mm。模擬時，錨桿預緊力均為50 kN，錨索托板尺寸均為：300 mm×300 mm×14 mm，錨索預緊力均為150 kN。

2）模擬結果分析

圖2 為不同錨桿托板尺寸下頂板表面應力分布特征。由圖2 可知，錨桿托板尺寸為150 mm×150 mm×10 mm 時，每根錨桿的壓應力區呈圓形分布，但范圍較小，且彼此不連通，相互獨立，而錨索的壓應力區與附近錨桿壓應力區的疊加范圍也較小，對頂板圍巖整體的控制效果較差；錨桿托板尺寸為250 mm×250 mm×10 mm 時，每根錨桿的壓應力區呈方圓形分布，應力范圍明顯擴大，且彼此應力連通，并與錨索的壓應力區形成了一定的疊加效應，對圍巖的控制效果較好。由模擬結果可知，增大錨桿托板的尺寸可以提高錨桿預應力在頂板中的范圍，改善支護構件間圍巖的受力狀態，進而提高整體頂板的穩定性。

圖2 不同錨桿托板尺寸下頂板表面應力分布特征

3 軟弱頂板圍巖支護方案

3.1 錨桿螺紋及扭矩確定

原支護中錨桿尾端為粗壓螺紋，螺紋間距為3 mm，為保證錨桿預緊力不低于50 kN，將錨桿尾端改為螺紋間距為1.5 mm 的細牙螺紋。不同螺紋下的錨桿扭矩與預緊力關系轉化見表4。

表4 錨桿扭矩與預緊力對照表

由表4 可知，錨桿預緊力隨著扭矩的增加呈線性增長，當扭矩達到400 N·m 時，粗牙螺紋的錨桿預緊力為23.62 kN，遠小于設計要求，而細牙螺紋的錨桿預緊力達到了54.33 kN，能夠滿足預緊要求。為便于現場施工，提高支護效率，確定錨桿扭矩不低于400 N·m。

3.2 巷道支護方式

巷道采用“錨桿錨索”聯合支護。錨桿選用Φ22 mm×2400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，錨桿尾端為細牙螺紋，桿體屈服強度不低于500 MPa，采用250 mm×250 mm×10 mm 的高強度托板，均垂直于巷道頂板布置，每根2 條樹脂錨固劑，頂錨桿“六·六”布置，間排距為1000 mm×1000 mm，幫錨桿“五·五”布置，間排距為900 mm×1000 mm，錨桿預緊扭矩不低于400 N·m。全斷面鋪金屬網，并用14#聯網絲雙股連接一道，每道不少于3 圈。

錨索選用1×7 股高強度低松弛預應力鋼絞線Φ17.8 mm×4300 mm，錨索鎖緊力不低于180 kN，間排距2000 mm×2000 mm。錨索選用規格300 mm×300 mm×14 mm 的鋼板做為托板。錨索支護緊跟迎頭，錨索長度根據頂板巖性而定，確保錨入穩定巖層不小于2.0 m。具體支護設計如圖3。

圖3 巷道支護斷面圖（mm）

噴射砼的強度等級為C20，噴厚不低于120 mm，鋪底和水溝混凝土強度等級為C15。

4 應用效果分析

為分析評價軟弱圍巖支護方案的效果，在掘進過程中采用十字布點法對巷道圍巖的變形進行監測，監測結果如圖4。

圖4 掘進期圍巖移近量變化曲線

由圖4 可知，掘進初期，圍巖變形量增長幅度較大，在距掘進端頭120 m 后逐漸趨于平穩，其中頂底板的最大移進量為104 mm，兩幫的最大移進量為86 mm，均在允許變形范圍內，且頂板圍巖整體較完整，滿足礦井安全高效生產需求。

5 結論

1）通過現場調研及測試得出，金能煤業一采區回風上山掘進面的煤體及頂板泥巖強度較弱，在水平應力及含水層裂隙水的影響下穩定性較差。

2）通過FLAC3D數值模擬軟件分析了不同錨桿托板對圍巖的控制效果，得出錨桿托板尺寸為250 mm×250 mm×10 mm 時，可有效改善支護構件間的圍巖受力狀態，進而提高整體頂板的穩定性。

3）錨桿尾端采用細牙螺紋時，在400 N·m 的扭矩下，錨桿預緊力可達到54.33 kN，遠高于同扭矩下的粗牙螺紋，能夠滿足預緊要求。

4）根據模擬結果及現場實際條件對支護方式進行了設計，現場應用結果表明：巷道頂底板的最大移進量為104 mm，兩幫的最大移進量為86 mm，取得了良好的控制效果。