張國寶

（山西沁東能源有限公司東大煤礦，山西 沁水 048200）

0 引言

軟巖回采巷道通常因圍巖易發(fā)生塑性變形以及受采動影響造成支護難度大、變形速率快，在煤礦開采中可能會由于巷道支護方案不合理或支護強度不足，使很多破碎軟巖巷道陷入“前掘后修、邊采邊修”的惡性循環(huán)中，浪費大量人力物力，影響安全生產(chǎn)[1-3]。常村煤礦3107工作面回風巷屬于典型的破碎軟巖巷道，在掘進和回采過程中發(fā)生不同程度的塑性變形，導致多次返修后仍不能有效控制圍巖，因此，需采取有效的補強支護方式保證礦井安全生產(chǎn)。

1 工程概況

常村煤礦3107工作面位于礦井東部31采區(qū)，工作面埋深462.5～527.3 m，主采3號煤層，煤層均厚2.75 m，煤層傾角3°～8°，煤層硬度系數(shù)為0.6，北鄰3108工作面未采工作面，南鄰3106采空區(qū)。3107工作面回風巷設計工程量1 550 m，斷面形狀為矩形斷面，斷面規(guī)格寬×高=4.6m×3m，巷道掘進方式為巷頂沿3號煤層頂施工。支護形式為錨網(wǎng)支護+頂部錨索加固，錨桿間排距為800 mm×800 mm，采用φ20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，頂部加固錨索為3根φ18.9 mm×6 200 mm預應力鋼絞線，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm。3107工作面回風巷前期為3107工作面回風服務，后期為3108工作面進風服務。在3107工作面回采期間，回風巷實煤體幫最大位移量達到450 mm，空區(qū)幫最大位移量達到650 mm，頂板最大下沉量達到430 mm，巷道最大底鼓量達到640 mm，為滿足生產(chǎn)需求，回采期間對大變形巷段采取剝離破碎圍巖進行重新錨網(wǎng)支護，并對巷頂采用雙抬棚加固。但因圍巖松軟破碎及受采動影響，圍巖變形速率快，局部已進行2次以上擴修，圍巖變形速率仍未減緩。此外，3107回風巷還需留巷作為3108工作面進風巷，故必須對該巷進行補強支護，保證該巷滿足2個工作面回采服務。3號煤層頂?shù)装鍘r性見表1，3107工作面回風巷位置如圖1所示。

圖1 3107工作面巷道布置平面示意圖

表1 3號煤層頂?shù)装鍘r性表

2 巷道變形原因及失穩(wěn)特征分析

1）地質(zhì)條件方面。從表1中可以看出：布置于3號煤層中的3107工作面回風巷直接頂為硬度系數(shù)較低的砂質(zhì)泥巖，且砂質(zhì)泥巖具有垂直裂隙發(fā)育，直接底為硬度系數(shù)較低泥巖，該泥巖具有斜角裂隙發(fā)育，巷道幫部為3號煤，硬度系數(shù)僅為0.6，故3107工作面回風巷屬于典型的破碎軟巖巷道。布置于破碎軟巖的巷道，因破碎圍巖自穩(wěn)性差，極易發(fā)生塑性變形，是導致巷道支護失穩(wěn)發(fā)生變形的主要因素。

2）支護方面。3107工作面回風巷原支護方式為錨網(wǎng)支護+頂部錨索加固，錨桿長度為2.4 m，錨索長度為6.2 m，從表1中可以看出錨桿錨固層位為砂質(zhì)泥巖，錨索錨固層位為砂質(zhì)泥巖與粉砂巖交界處，斷面為矩形斷面，錨桿、錨索采取的支護方法為懸吊法，錨桿、錨索均未完全錨固于穩(wěn)定巖層中，故無法保障支護強度；同時，根據(jù)擴修期間發(fā)現(xiàn)的圍巖變形特征及錨桿、錨索破斷分析，錨桿主要斷裂方式為受圍巖錯動剪切造成錨桿錯斷，錨索主要斷裂方式為超過極限抗拉強度后的拉斷，部分錨索發(fā)生錨固失效現(xiàn)象，故該支護形式無法滿足破碎軟巖巷道支護強度，且對巷道肩窩、底角支護不到位，造成肩窩處位移最大和底鼓。原支護斷面如圖2所示。

圖2 3107工作面回風巷原支護斷面圖

3）采動影響方面。3107工作面回風巷在掘進期間頂部最大變形速率為5 mm/d，實煤體幫最大變形速率為8 mm/d，煤柱幫最大變形速率為12 mm/d，底鼓最大速率為13 mm/d，且最大速率均為掘進30 d內(nèi)，后期變形速率有所降低并趨于穩(wěn)定。在回采期間，距離回采工作面150 m范圍的動壓影響范圍內(nèi)，頂部最大變形速率達到17 mm/d，實煤體幫最大變形速率為26 mm/d，煤柱幫最大變形速率為32 mm/d，底鼓最大速率為48 mm/d，各項最大變形速率為掘進期間的3～4倍，故破碎軟巖巷道在采動影響下所受應力增大，導致圍巖變形速率成倍增加，采動影響下巷道支護強度不足將導致巷道產(chǎn)生較大變形。

3 強化支護方案

根據(jù)巷道變形原因及失穩(wěn)特征分析得知，由于3107工作面回風巷處于破碎軟巖層位中，原支護強度不足，肩窩及底角支護不到位，造成支護失穩(wěn)，回采期間受采動影響變形速率加劇，導致巷道產(chǎn)生較大變形，無法滿足安全生產(chǎn)。為保證巷道支護強度，確保該巷在擴修重新支護后滿足2個工作面回采，根據(jù)圍巖失穩(wěn)特征，采取如下針對性強化支護方案：

1）剝離破碎圍巖重新支護。原巷破碎圍巖已不再具備圍巖自穩(wěn)性，擴修期間，需將破碎圍巖全部剝離后重新采取錨網(wǎng)索主動支護，確保主動支護效果。根據(jù)圍巖失穩(wěn)特征觀察，原巷設計斷面為4.6 m×3 m，變形后最小斷面為3.5 m×2.1 m，充分剝離破碎圍巖后支護斷面為5 m×3 m。

2）增強支護材質(zhì)。原錨網(wǎng)索支護期間，因圍巖變形產(chǎn)生錨桿錯斷、錨索拉斷或錨固失效現(xiàn)象，需增大錨桿、錨索直徑，同時將錨索長度加長。將錨桿直徑由20 mm增大至22 mm，將錨索直徑18.9 mm增大至21.6 mm，將錨索長度由6.2 m變更為8.2 m。錨桿、錨索直徑加大后，有效增加抗拉、抗剪強度，錨索長度增加至8.2 m后，錨固位置由原砂質(zhì)泥巖與粉砂巖交界處加深至粉砂巖內(nèi)錨固，錨固深度更深，錨固層位更加穩(wěn)定，保證了錨索錨固強度。

3）強化斷面支護。原支護中對肩窩、底角支護強度不足，造成肩窩處位移最大和底鼓，需增強整個斷面內(nèi)支護，具體支護方案為：①錨網(wǎng)支護：采用φ22mm×2 400mm的HRB335左旋無縱筋螺紋鋼錨桿支護配合14號鋼筋加工的鋼筋梯子梁及8號菱形金屬網(wǎng)進行錨網(wǎng)支護，錨桿間排距800mm×800mm，錨桿螺母預緊力矩不得小于260 N·m，頂部兩側(cè)靠幫位置的錨桿要求距肩窩不大于100 mm，并向兩側(cè)偏轉(zhuǎn)15°，幫部最上方一根錨桿要求距肩窩不大于100mm，并向上偏轉(zhuǎn)15°，幫部從上往下第二根錨桿施工位置為距離最上方一根錨桿以下400mm處，以此加強肩窩處支護強度。幫部最下方一根錨桿距離巷道底板不大于100mm，并向下偏轉(zhuǎn)15°，確保支護到底，以此加強底角支護；②錨索補強支護：為加強頂部支護，采用φ21.6mm×8 200mm預應力鋼絞線錨索對巷道頂板進行補強支護，頂部錨索布置4根，中間2根錨索間距1 200mm，錨索排距800mm，兩側(cè)錨索間距1 400mm，兩側(cè)錨索施工角度為向幫部偏轉(zhuǎn)5°，使錨索發(fā)揮懸吊作用的同時對頂部圍巖產(chǎn)生擠壓以增強圍巖自穩(wěn)性的作用。為解決幫部變形問題，對幫部增加錨索補強支護，兩幫各布置3根φ21.6mm×4 500mm錨索，錨索間距900mm，排距800mm，最上方一根錨索距離肩窩600mm，并向上偏轉(zhuǎn)5°，保證對肩窩的支護。最下方一根錨索距離底板600mm，并向下偏轉(zhuǎn)5°，保證對底角的支護。頂部錨索張拉力不得小于30 MPa，幫部煤體部分錨索張拉力不得小于20 MPa，錨索托盤規(guī)格為長×寬×厚=300mm×300mm×16mm。支護斷面圖見圖3。

圖3 強化支護下支護斷面圖

4 支護效果分析

為檢驗強化支護后對圍巖的控制效果，在進行強化支護后，及時在巷道內(nèi)每10 m布置1個礦壓觀測站，主要觀測數(shù)據(jù)為頂板下沉量、實煤體幫位移量、煤柱幫位移量、底鼓量，觀測頻次為每天觀測1次。觀測期間，選擇建觀測站時間為距離工作面220m處的測站作為檢查結果分析測站，因該測站能夠及時測得受采動影響前、受采動影響期間及受采動影響后的巷道變形結果，便于及時總結強化支護后對圍巖的控制效果。當該測站位于工作面以外時，圍巖變形量結果如圖4所示，圍巖變形速率如圖5所示。當該測站位于工作面以里時，圍巖變形量結果如圖6所示，圍巖變形速率如圖7所示。

圖4 工作面以外圍巖變形量示意圖

圖5 工作面以外圍巖變形速率示意圖

圖6 工作面以里圍巖變形量示意圖

圖7 工作面以里圍巖變形速率示意圖

從圖4中可以看出，回采期間，觀測站在回采工作面位置時，頂板最大下沉量為33 mm，底鼓量最大為195 mm，實煤體幫最大位移量為42 mm，煤柱幫最大位移量為57.3 mm。觀測站距回采工作面距離越大，各項觀測數(shù)值逐漸減小，在距回采工作面100m以外的各項觀測數(shù)值已趨近于0 mm。從圖5中可以看出，回采期間，觀測站在回采工作面位置時，頂板最大變形速率為4.3 mm/d，底板最大變形速率為24.3mm/d，實煤體幫最大變形速率為4.8 mm/d，煤柱幫最大變形速率為7.4 mm/d。觀測站距回采工作面距離越大，變形速率均逐漸減小，在距回采工作面100 m以外變形速率均趨近于0 mm。

從圖5、圖6中可以看出，回采期間，觀測站距回采工作面35～75 m期間，各項觀測值變形速率最大75 m以后變形速率開始降低，100m后變向速率趨近于0 mm，分析原因為回采期間工作面后方35～75 m為老頂來壓范圍，老頂來壓期間導致圍巖變形速率增高，老頂來壓后，圍巖變形速率迅速降低，直至趨于穩(wěn)定。老頂來壓后，最終頂板下沉量穩(wěn)定在105 mm，底鼓量穩(wěn)定在330 mm，實煤體幫變形量穩(wěn)定在97 mm，煤柱幫變形量穩(wěn)定在132 mm，各最終變形量均在巷道允許最大變形范圍內(nèi)，未發(fā)生錨桿、錨索斷裂現(xiàn)象。由此可知，強化支護后的巷道圍巖得到了有效控制。

5 結 論

通過對3107工作面回風巷破碎軟巖巷道變形原因及失穩(wěn)特征進行分析，采取了針對性強化支護方案，通過采動影響期間礦壓觀測結果顯示，強化支護后的支護強度滿足采動影響下的巷道支護，圍巖變形量在巷道允許最大變形范圍內(nèi)，巷道圍巖變形得到了有效控制，滿足工作面安全生產(chǎn)需求。