馬海紅

（華陽新景公司，山西 陽泉 045000）

1 概 況

新景煤礦8128綜采工作面主采8號煤層，8號煤層賦存穩(wěn)定，結構較復雜，一般含2層夾石，下部夾石由南向北逐漸增厚，最厚處達0.61 m。煤層以鏡煤、亮煤為主，內生裂隙發(fā)育。煤層總厚2.34～3.54 m，平均厚度2.94 m，傾角2°～10°，平均傾角6°。煤層頂?shù)装寰唧w巖性情況見表1。

表1 煤層頂?shù)装褰Y構Table 1 Coal seam roof and floor structure

8128綜采工作面位于+525水平，地面標高850—1 042 m，工作面標高520—556 m，埋藏深度為336～506 m。工作面井下位于8號煤蘆南區(qū)北翼采區(qū)，東為8127工作面（正掘），南為8號煤蘆南區(qū)北翼采區(qū)大巷，西為8129工作面（未掘），北為525水平中條帶大巷。

目前8128工作面正在掘進進風巷，巷道為矩形斷面，凈寬5 m，凈高2.8 m，走向長1 545 m，沿8號煤層頂?shù)装寰蜻M，采用“錨桿+錨索+W鋼帶+金屬菱形網”支護。由表1可知，巷道頂板為厚度較大的軟弱泥巖，在掘進過程中不易維護，巷道變形嚴重，甚至出現(xiàn)局部冒頂?shù)默F(xiàn)象。為此，需對特厚泥巖頂板條件下的巷道變形機理及圍巖控制技術展開研究。

2 泥巖頂板特性

在8128進風巷頂板鉆取泥巖并帶回實驗室，采用X射線衍射儀對其組成成分進行分析，測試后的衍射圖譜如圖1所示，頂板泥巖礦物分成見表2。

圖1 頂板泥巖X射線衍射圖譜Fig.1 X-ray diffraction pattern of roof mudstone

表2 頂板泥巖礦物成分Table 2 Mineral composition of roof mudstone

由圖1、表2可知，8128進風巷頂板泥巖中72.81%為黏土類礦物，其中高嶺石的含量最高，達到了38.42%，這使得泥巖頂板的強度較低，且遇水后極易軟化變形。

將泥巖試樣先進行浸泡飽水，后將其風干，共進行4個循環(huán)的飽水—風干測試，分析頂板泥巖遇水后的軟化崩解程度。如圖2所示，泥巖試樣在經過2個循環(huán)的飽水—風干測試后發(fā)生了斷裂，并出現(xiàn)了明顯的崩解現(xiàn)象，經過4個循環(huán)測試后，泥巖試樣已完全崩解成碎塊。

圖2 頂板泥巖飽水—風干測試Fig.2 Water saturation-air drying test of mudstone roof

采用掃描電鏡對對泥巖試樣的微觀結構進行分析，掃描結果如圖3所示?？梢钥闯?，在泥巖表面，大量礦物碎屑雜亂分布，其中綠脫石主要為片狀或葉狀，伊利石呈絲縷狀，高嶺石呈四邊形板狀。各顆粒之間分界明顯，相互凝聚或無規(guī)則疊加，構成大量的孔隙（1～3 μm）。巷道開挖后，應力重新分布，使得裂隙進一步擴展發(fā)育，并逐漸貫通，為礦井水的流動提供了水力通道。

圖3 頂板泥巖電鏡掃描圖Fig.3 Scanning electron microscope of mudstone in roof

3 巷道破壞情況

3.1 巷道原支護形式

8128進風巷在掘進初期圍巖情況較好，在掘進3個月后頂板的下沉量急劇增大，局部區(qū)域甚至出現(xiàn)了冒頂，嚴重影響井下安全生產。現(xiàn)場原支護具體參數(shù)如下。

（1）頂板。頂錨桿采用直徑18 mm，長度2 000 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm，每排布置6根，鐵托板長度、寬度為150 mm，厚度15 mm；頂錨索采用直徑16 mm，長度8 000 mm的高強度低松弛鋼絞線制成，間距為2 400 mm，排距為1 600 mm，每排布置2根，鐵托板長度、寬度為120 mm，厚度15 mm，每排錨索用3 000 mm的槽鋼連接在一起。頂板下方鋪設40 mm孔徑的金屬網。

（2）巷幫。巷幫采用圓鋼可回收錨桿進行支護，錨桿直徑18 mm，長度2 000 mm，間排距為800 mm，每排布置4根，鐵托板長度、寬度為120 mm，厚度10 mm；在煤柱幫補打錨索，錨索直徑16 mm，長度7 000 mm，間距為1 800 mm，排距為2 400 mm，采用2 200 mm長的槽鋼進行連接。兩幫鋪設塑鋼網護表。

3.2 巷道頂板變形破壞特征

通過大量的現(xiàn)場觀測分析，總結8128進風巷特厚泥巖頂板的破壞特征主要有以下方面。

3.2.1 初期變形量較大

由于頂板泥巖強度較低，巷道開挖后，在應力卸載的作用下，頂板變形量急劇增加，在開挖前10 d，頂板的平均變形速度達到了9 mm/d以上。

3.2.2 頂板發(fā)生塑性流變

在巷道掘進期間，對頂?shù)装遄冃吻闆r進行了持續(xù)觀測，觀測結果見表3?？梢钥闯?，掘進前2個月內，變形情況不明顯；在第3個月后，頂?shù)装逡七M量大幅度增長。說明巷道圍巖自開挖后一直處于塑性流變狀態(tài)，其變形趨于穩(wěn)定的周期達到150 d甚至更長，動壓顯現(xiàn)明顯且持久，不利于巷道維護。

表3 頂板變形監(jiān)測情況Table 3 Roof deformation monitoring

3.2.3 支護結構失效破壞

由于巷道變形量較大且變形持續(xù)時間較長，局部區(qū)域出現(xiàn)冒頂，頂板下沉導致頂板錨桿脫出，懸吊于泥巖頂板上，失去支護能力；大量錨索托盤存在外翻現(xiàn)象，且部分錨索拉斷，金屬網內兜矸較多，形成大量網包，嚴重威脅巷道安全生產。

3.2.4 頂板下位巖層破壞嚴重

對頂板進行鉆孔窺視，巷道直接頂下位泥巖層0～2 m裂隙發(fā)育程度高且已相互貫通；2～5 m的巖層裂隙發(fā)育程度有所緩和，但存在輕微離層；5～8 m的巖層完整性較好，但隨著時間的推移，淺部圍巖破壞冒落后，深部圍巖也會逐漸離層垮落。因此，需加強對下位巖層的支護強度，提高支護構件的剛度。

4 支護方案優(yōu)化及現(xiàn)場應用

4.1 支護方案優(yōu)化

（1）巷道開挖后及時對圍巖表面進行混凝土噴漿，封閉圍巖表面，防止空氣中的水分弱化頂板泥巖，其中頂板噴層厚度不低于40 mm，巷幫上部500 mm內噴層厚度不低于20 mm。

（2）錨桿優(yōu)化。頂板采用直徑20 mm，長度2 200 mm的高強度螺紋鋼錨桿取代原支護錨桿，間距由800 mm調整至940 mm，排距由800 mm調整至900 mm；巷道兩幫依舊采用原規(guī)格圓鋼錨桿，將支護間距增大至850 mm，排距增大至900 mm；為阻止巖層水平滑移錯動，減緩幫角裂隙的發(fā)育程度，巷幫頂?shù)?排錨桿分別向上和向下傾斜20°施工。

（3）錨索優(yōu)化。頂板錨索長度由8 000 mm增加至10 300 mm，間排距不變，每排2根，原支護方案中頂錨索均垂直施工，為防止巖層出現(xiàn)拉伸破壞，優(yōu)化后頂錨索分別向巷幫兩側傾斜20°施工；巷道煤柱幫不再施工錨索。

4.2 現(xiàn)場應用效果分析

對巷道支護方案進行優(yōu)化后，采用多點位移計對巷道掘進及回采期間的變形情況進行監(jiān)測。監(jiān)測結果如圖4所示。

圖4 巷道位移監(jiān)測曲線Fig.4 Roadway displacement monitoring curve

由圖4（a）可知，巷道在掘進期間，變形量增長主要集中在前20 d，在掘進40 d后逐漸趨于穩(wěn)定，其頂板最大下沉量為111.3 mm，兩幫最大移進量為72.8 mm，整體變形量較小，主要表現(xiàn)為頂板變形，遇構造時需及時補強支護。巷道穩(wěn)定后，對其頂板裂隙發(fā)育情況進行觀測，裂隙主要集中在巷道圍巖淺部0～0.7 m，且裂隙張開度均低于50 mm，圍巖整體完整性較好。

由圖4（b）可知，回采期間，巷道超前工作面40 m時圍巖變形開始明顯增大，超前工作面25 m時變形量急劇增加，在超前支承壓力的擾動下，巷道頂板的最大下沉量為374 mm，兩幫最大移進量為248 mm，均滿足工作面安全生產的要求。

5 結 語

通過現(xiàn)場觀測及試驗分析得出，引起新景煤礦8128進風巷變形破壞的主要原因為頂板泥巖強度低且厚度大，原支護參數(shù)不合理，下位巖層支護強度較低。針對巷道頂板變形破壞特征，對支護參數(shù)進行了優(yōu)化，現(xiàn)場實踐結果表明，巷道在掘進及回采期間的圍巖變形量較小，保證了礦井安全高效生產。