急倾斜煤层回采巷道破坏机理与支护技术探究

卢启湘

摘 要：针对急倾斜煤层回采巷道变形破坏独特性以及巷道难支护问题，文章探讨了急倾斜煤层回采巷道的破坏机理以及有效的巷道控制措施，并结合工程实际，分析了锚梁网联合支护在急倾斜煤层回采巷道支护中的应用；结果表明：通过巷道断面优化与支护参数的改变，巷道围岩变形量与变形速度得到了有效控制，满足了巷道的使用要求。

关键词：急倾斜煤层；回采巷道；破坏机理；支护

中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2015）15-0163-02

1 急倾斜煤层回采巷道破坏机理

根据众多理论研究与工程实践得出，急倾斜煤层回采巷道围岩变形特征表现出非对称性，巷道变形集中区域主要为上顶角、顶帮、底帮以及下底角。当巷道进行掘进开挖时，由于围岩应力平衡状态被打破，导致被开挖区域成为应力释放突破口，围岩变形量急速增加，并造成严重的剪切拉伸破坏。由于煤层倾角较大，导致巷道围岩受载不均匀程度明显大于缓倾斜煤层，使得底板下滑与顶板下沉现象比较明显；受顶底板运动以及围岩应力分布影响，急倾斜煤层回采巷道围岩出现显著的非对称变形。因此，急倾斜煤层回采巷道支护重点在于对关键部位（顶底帮侧上部以及顶板）加强支护，改变此区域受力状态，增强其抗剪切能力。

2 急倾斜煤层回采巷道控制

巷道发生破坏的根本原因在于支护或支护所形成的承载结构的支护强度低于围岩应力，致使围岩出现顶板下沉、两帮变形与底板鼓起。对于急倾斜煤层巷道稳定产生影响的因素主要有三个方面，即巷道围岩强度、围岩应力值及分布状况、支护承载能力。因此，急倾斜煤层巷道控制重点在这三方面进行。

2.1 提高围岩自身承载能力

巷道上覆岩层重量以及围岩变形所造成的压力，大多由围岩结构自行承担，而由巷道支护体所承担的载荷较少，而巷道支护的目的旨在控制围岩变形，保证围岩体的承载能力，因此对于巷道支护设计应充分发挥围岩的自承能力。巷道围岩承载能力提高常见的措施主要有三种：

①围岩注浆，注浆的作用能够胶结破碎围岩成为整体，改变破碎围岩的物理力学特性，并为锚杆、锚索支护提供可靠的着力基础。

②锚网索支护，锚网索支护能够显著提高破碎围岩的残余强度，进而形成主次承载拱结构，共同承载围岩应力，控制围岩变形。

③关键部位补强，煤矿巷道由于受地应力分布的影响，存在严重的非对称变形现象，究其原因，主要是由于区域构造应力集中造成的。

针对此类问题，应有目的地对巷道易变形破坏部位进行补强加固，如增加锚杆锚索打设数量、注浆加固等。

2.2 转移围岩应力，改善围岩应力的分布条件

对急倾斜巷道围岩受力分析可知，巷道附近存在明显的应力集中现象。为维持巷道围岩稳定性，回采巷道布置与支护中应采取措施降低或转移围岩高应力，改善围岩应力分布状况。可行的措施有三种：

①合理留设保护煤柱尺寸，保护煤柱的设计尺寸对于回采巷道围岩应力分布有着显著的影响，足够宽度的煤柱能够使巷道处于应力降低区或原岩应力区，但煤柱留设过宽易造成煤炭资源的损失，对于保护煤柱的留设应综合考虑支护方式、资源回收等方面。

②爆破卸压，爆破过程能够消耗部分围岩弹性能，且爆破形成的大量爆破裂隙能够吸收一定的应力变形，将围岩弹性能转移至深部围岩大结构。

③巷道断面形式的合理选择，合理选择巷道断面形状对改善围岩应力分布、提高围岩承载能力有着重要意义。

2.3 改善支护参数

支护参数选择的不合理性易造成支护效果达不到预期要求，产生剧烈的围岩变形现象。急倾斜煤层回采巷道支护中应用较多的支护方式为锚网支护，以锚网支护为例，支护参数的优化改善内容主要包括锚杆预紧力、直径、长度、安装角度以及间排距等，此外与锚网支护相关的钢筋梯子梁、托盘、树脂药卷等亦对锚网支护参数有着明显的影响。

3 锚梁网联合支护在急倾斜煤层回采巷道支护中的应用

3.1 工程概况

某矿主采煤层为15#煤，煤层平均埋深在430 m，煤层倾角在46 ？觷～49 ？觷，平均为48 ？觷，为急倾斜煤层。15#煤层顶底板结构条件简单，顶板岩性依次为页岩、砂质泥岩，底板为碳质页岩页岩。现阶段正进行15403工作面回采巷道准备阶段，在相邻15402工作面回采过程中，运输顺槽与回风顺槽都出现了不同程度的围岩变形，对工作面正常开采产生影响，需对新工作回采巷道进行重新支护设计。

3.2 支护方案设计

①回采巷道断面优化。为改善急倾斜煤层回采巷道围岩受力条件，设计将15403工作面回采巷道原断面梯形优化巷道断面为三心拱形，新巷道断面尺寸为：

底宽×中高=2 500 mm×2 000 mm。

②底板不支护。考虑回采巷道服务年限较短，且巷道底板为强度较低的软岩，设计巷道底板不采用支护。对特殊地质条件下底鼓量较大的巷道区段，设计采用卧底方式返修。

③高强预拉力锚杆支护技术。巷道原支护采用预紧力螺纹锚杆，锚杆预紧力在50 kN，规格为Φ18 mm×1 800 mm，间距为800 mm×800 mm。设计新巷道支护采用高强预紧力螺纹钢锚杆，锚杆直径为18 mm，长度为1 800 mm，预紧力设计为60 kN，间排距700 mm×800 mm；配套支护设备为钢筋梯梁与金属网，药卷选用Z2350；顶板肩角处锚杆外摆20 ？觷，对关键部位进行加强支护，如图1所示。

3.3 工程支护效果

3.3.1 围岩变形分析

巷道变形曲线如图2所示，分析巷道变形量可知，在距离掘进工作面0～20 m的范围内，巷道围岩变形量逐渐增加，基本上成一定比例正相关关系；掘进工作面20 m之后，工作面变形量增长幅度明显降低，到35 m后变形量不再增加。两帮与顶底板的变形量基本维持在113 mm与86 mm，且两帮变形量始终大于顶底板移近量。

3.3.2 变形速率分析

分析两帮及顶板板变形速率曲线如图3所示，可知，两帮变形速率与顶底板速率变化曲线基本保持一致，变形速率曲线峰值出现在距掘进工作面后方7 m处，两帮与顶底板变形速率峰值分别为10 mm/d与8 mm/d。35 m之后变形速率曲线基本保持一水平直线，符合围岩变形量曲线。

巷道围岩变形表现出底板侧帮变形量大，符合急倾斜煤层回采巷道变形特点。

综上分析可知，巷道整体变形量较小，均在安全变形允许范围之内，掘进工作面后25 m之后，变形量与变形速率均保持在一稳定状态。回采巷道变形稳定后的断面尺寸为：

底宽×中高=2 379 mm×1 920 mm

达到巷道使用条件，表明巷道支护效果良好。

4 结 语

急倾斜煤层回采巷道破坏机理主要为顶板下沉与底板下滑引起巷道的非对称变形，变形区域主要集中在上顶角、顶帮、底帮以及下底角。对于此类巷道的围岩控制应在研究区域围岩运动规律及特征基础上，有针对性地对选择巷道支护方式。工程实践得出，该矿在原先工作面巷道支护经验基础上，进行巷道断面优化与支护参数优化，改善后的围岩支护条件良好，围岩变形得到了有效控制。

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