采空侧软岩巷道变形特征及支护技术研究

李 剑，李 猛，王志平，翟朝铎

(1.中国矿业大学矿业工程学院，江苏 徐州 221116；2.深部煤炭资源开采教育部重点实验室，江苏 徐州 221008)

随着浅部煤炭资源日益减少，矿井开采深度逐渐增加，在煤炭开采过程受到复杂地质条件、高地应力和二次采动的影响，采空侧巷道围岩及支护结构的失稳问题突出[1]。目前，国内外许多学者针对巷道支护问题进行了大量的研究[2-9]，但现有的研究多针对软岩及高应力巷道的支护问题，对于采空侧巷道经二次采动影响的研究较少。为此，进一步研究其失稳机理及对应支护方案具有重要意义。

本文以阳煤二矿十采区81003工作面回风巷为研究对象。如图1所示，该巷道在原有支护方式下受二次采动影响明显，顶底板移近量达1000mm以上，断面收缩率达80％以上，通风和行人困难，严重制约矿井的生产安全和经济效益。因此，需要研究针对解决采空侧巷道变形问题的支护形式。

1 采矿地质条件

阳泉煤业二矿81003工作面主采煤层为15#煤，埋深平均为450m，可采长度为810m；煤厚为6.6～7.54m，平均6.9m，为大采高工作面；煤层倾角为3°～10°，平均为6°。老顶为细粒砂岩，平均厚度为6m；直接顶为泥岩、砂质泥岩，平均厚度为5m；老底为砂质泥岩，平均厚度为4m；直接底为泥岩，平均厚度为2.8m；岩层综合柱状图如图2所示。

图1 回风巷断面收缩实拍

图2 岩层综合柱状图

2 巷道变形特征及控制对策

81003工作面回风巷断面为矩形，宽4.7m，高3m，采用锚杆、锚索、钢带及金属网联合支护，其右侧为81002工作面采空区。巷道原有支护方案为：顶板采用2根规格为φ22mm×2400mm的端头锚固螺纹锚杆，排距为800mm，树脂药卷加长锚固，锚固长度为1400mm，铺设金属网与钢带；顶板每排布置4根规格为φ21.6mm×7300mm的锚索，排距为800mm，树脂药卷加长锚固，锚固长度为2200mm；两帮一侧采用1根规格为φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆和1根φ21.6mm×5200mm的帮锚索，另一侧采用2根φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆，排距均为800mm。

在原有支护条件下，对巷道变形进行监测，结果为：随着工作面的推进，两帮最大移近量为1211mm，平均变形速率为15.6mm/d；顶底板最大移近量为701mm，平均变形速率为8.4mm/d，如图3所示。巷道矿压显现非常强烈，围岩变形量超过40％，局部高达80％。

针对巷道围岩失稳严重的问题，提出通过加强支护进一步控制采矿侧巷道围岩变形的方案。以长度为100m的巷道为试验巷道，在其原有支护方式的基础上，采用φ28.6mm×10700mm的钢绞线锚索和11#工字钢(工字钢中轴线上钻三个 32mm的孔，孔间距1000mm，孔中心与工字钢边缘500mm)进行加强，布置在巷道顶板中心线位置。两帮各增加1根φ20mm×2400mm的端头锚固圆钢锚杆。加强支护后支护方案如图4所示。

图3 巷道位移变化

图4 加强支护方案

3 加强支护控制巷道围岩变形数值分析

在加强支护方案实际应用前，以通用有限差分分析软件FLAC3D程序进行数值模拟分析并验证方案可行性[10]。FLAC3D采用快速拉格朗日方法，基于显示差分法来求解运动方程和动力方程，适用于模拟岩土工程的力学行为。

3.1 模型的建立

按照阳煤二矿实际地质条件，选取81003工作面回风巷长度100m区域为研究对象。模型大小为100m×100m×25m，回风巷断面为4.7m×3m，与相邻采空区用煤柱隔开；对巷道附近周边网络进行细化，其他各岩层按与巷道远近适当划分；模型上边界施加载荷10MPa以模拟上覆岩层自重，其他3个边界均为位移约束，其力学模型如图5所示；模型计算过程中采用Mohr-Coulomb本构模型，岩层物理力学参数见表1。

表1 岩层物理力学参数

图5 数值模拟的力学模型

3.2 模拟方案

模拟方案具体为模拟原有支护和加强支护两种条件下，巷道的两帮及顶底板变形情况。

3.3 数值模拟结果分析

表2为巷道模拟变形量统计表。图6为原有支护巷道和加强支护条件下的水平位移云图，图7为原有支护和加强支护条件下的垂直位移云图。

表2 巷道变形情况

图6 水平位移云图

图7 垂直位移云图

从模拟结果分析可知，加强支护巷道相比原有支护巷道的变形量明显减小，顶板最大下沉量、底鼓量、顶底板移近量及两帮最大移近量降低幅度分别为53.1％，55.8％，54.3％及52.5％。因此，巷道经过加强支护后，围岩应力状态得到明显改善，围岩的承载能力显著增强，能够有效控制巷道的变形和破坏，维护巷道围岩稳定。

4 工业性试验

为检验回风巷加强支护的有效性，对100m长度巷道进行工业性试验，并布置了4个位移测站，监测巷道两帮移近量和顶底板移近量。监测结果如图8所示。

由图8可知，加强支护后巷道顶底板移近量平均为332mm，两帮移近量平均为540mm。与原有支护方案相比，巷道顶底板移近量减少了52.2％，两帮移近量减少了55％；两帮平均变形速率降为4.7mm/d，顶底板平均变形速率降为4.5mm/d。巷道采用加强支护后，有效地控制了巷道变形，降低了巷道维护工作量，保证了矿区的安全生产。

图8 巷道变形监测结果

5 结论

1) 利用FLAC3D软件建立模型，计算巷道在原有支护和加强支护条件下的围岩变形，模拟结果表明，加强支护巷道相比原有支护巷道围岩变形量明显减小，顶板最大下沉量、底臌量、顶底板移近量及两帮最大移近量下降幅度分别为53.1％、55.8％、54.3％及52.5％。

2) 以阳煤二矿81003工作面回风巷为工程实例，进行了加强支护试验，现场监测结果表明：加强支护与原有支护相比，巷道顶底板移近量减少了52.2％，两帮移近量减少了55％，与数值模拟结果基本吻合，验证了加强支护在控制采空侧巷道围岩变形方面的可行性。

3) 理论及实践研究表明，加强支护能够有效提高巷道的稳定性及控制巷道围岩的变形，保证了矿井的正常生产，从而为阳煤二矿乃至其他类似条件巷道支护提供了经验。

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