厚煤顶大跨度区段平巷围岩控制及支护设计

裴 晖

（山西汾西矿业集团水峪煤业， 山西 孝义 032300）

在我国煤矿开采实现高产高效的过程中，厚煤层开采的重要性不言而喻，目前厚煤层的产量、储量在全国煤炭的产、储量中所占的百分比高达40%～50%[1-3]，占据了我国煤炭生产的半壁江山。为了便于巷道掘进，开采设计的采区巷道及回采巷道多布置在煤层中，这可以实现快速掘进、早出煤炭、降低成本等优势，且为了实现巷道的设备运输、通风、行人等功能，巷道跨度也逐渐增大。而大跨度的区段平巷，因采掘应力扰动、煤体围岩、断面较大等不利因素，造成巷道围岩控制及支护困难，后期的巷道维护及维修工作量大，不利于高产高效产能的释放。针对某矿厚煤层大断面回采煤巷的支护难点进行研究，重点研究其巷道宽度对围岩变形及破坏的影响，进而设计合理支护方案，并进行支护效果后期观测。

1 现场调研及围岩破坏机理

研究过程中调研了该矿5201工作面地质生产条件，并进行了煤岩样的采集测试及岩性评价，得出该工作面直接顶为砂质页岩岩性，厚度平均1.6 m，层理发育，岩性较弱；老顶为中粗砂岩岩性，厚度5～8 m，较致密坚硬。5201工作面主采煤层平均达8.5 m，位于井下埋深约215～250m，煤层倾角近水平，运输平巷为矩形巷道，沿煤层底板掘进，设计宽5.3m，高3.3 m，巷道断面17.49 m2，为典型大断面煤巷，且其巷道掘进后的煤顶厚度平均达5.2 m，对支护影响较大。

通过文献检索及分析[4-6]，巷道开挖后，浅部的围岩会发生一定程度的变形破坏，围岩应力继而向深部转移。巷道顶板变形破坏和巷道宽度的关系，呈四次方成正比关系，随着巷道宽度的增大，巷道顶板中部区域会由于发生弯沉变形而受拉，裂隙逐渐发育，并发生拉裂破坏。分析巷道顶板变形及破坏机理，厚煤顶大跨度巷道，当巷道掘进后，巷道变形及破坏过程基本是先发生离层，再弯沉变形，然后煤体破断并发展碎裂，失去自稳强度，巷道顶板离层一般发生在具有不同刚度性质的岩层结合面上，离层发展到一定程度，弯沉的岩层中部逐渐受拉，裂隙发育并逐渐破碎，而破坏点往往先发生在原生裂隙处、软弱夹层处，并逐步向围岩深处发展，破坏了顶板的整体结构，需要借助外界的支护来维持稳定结构，如果使用的锚杆索锚固深度不足、或者间排距过大，就容易造成支护失效而发生冒顶。

2 巷道跨度对围岩控制影响

本次数值模拟根据5201运输平巷的具体地质参数及围岩条件参数建立FLAC 3D的数值模型，本矿井煤层为近水平煤层，在对现场实际地质生产状况进行简化和抽象的基础上，设计数值模拟模型为水平模型，尽量规避无关因素的影响。模拟计算中，煤岩体和机理的物理、几何参数是在现场的原岩参数的基础上确定的。共设计巷道宽度分别为4.5 m、5.5 m、6.5 m、7.5 m的4个数值模拟方案，巷道高度均设计为3.5 m。在模拟过程中在顶底板及两帮中布置测线对其位移进行监测和统计，分别统计其顶板下沉量和两帮移近量，作图如下页图1所示，分别统计其围岩塑性区发展破坏情况，作图如下页图2所示。

分析不同巷道宽度巷道围岩变形曲线可知:随着巷道宽度增加，巷道顶底板移近量及两帮移近量均呈增长趋势，当巷道宽度为4.5m时，顶板下沉量为155 mm，当巷道宽度为5.5 m时，顶板下沉量增大到186 mm，当巷道宽度为6.5 m时，顶板下沉量迅速增大到231 mm，当巷道宽度为7.5 m时，顶板下沉量更是达到280 mm，顶板下沉量受巷道宽度的影响较大，尤其是在巷道宽度超过5.5 m时，变化速率更快，而巷道两帮移近量则随宽度的增大而逐渐增大，变化速率基本一致。分析不同巷道宽度围岩塑性区变化曲线可知，随巷道宽度增加，巷道围岩塑性区的发展破坏范围逐渐增大，且顶板的破坏发展程度更快，塑性区呈明显的“拱形”分布，且巷道顶板表面多发生拉破坏，而深部围岩则多出现剪破坏，且巷道顶板发生的拉破坏面积及破坏深度均随巷道宽度的增大而增大。

图1 不同巷道宽度巷道围岩变形曲线

图2 不同巷道宽度围岩塑性区变化曲线

3 围岩控制对策

根据以上文献检索分析及数值模拟结果，得出大断面煤巷掘进后，顶板的塑性变形及破坏发展程度较大，应在巷道掘进初期及时支护，充分利用深部围岩的自稳能力。巷道两帮煤体破坏深度为1.48 m，巷道顶板冒落高度为4.65 m。并结合巷道支护设计理念，建议设计顶板支护锚索长度为7 m，排距为3 m；顶板锚杆支护数为7根，长度为2 m。

具体支护方案设计为:顶板锚杆长为2 000 mm，直径为18 mm间、排距为800 mm×1 000 mm，锚固力不小于80 kN/根；实体煤帮锚杆长为2 000 mm，直径18 mm，每排3根；回采侧煤帮锚杆长为1800mm，直径为18 mm，玻璃钢锚杆，每排3根，间、排距均为1 000 mm×1 000 mm，锚固力不小于 80 kN/根；顶部平行布置两排预应力锚索进行补强支护，长度为7 300 mm，直径为15.24 mm，间排距为2 400 mm×3 000 mm，使用三卷锚固剂端头锚固。锚索必须锚固在顶部坚硬岩石中1 m以上，并随顶煤厚度调整锚索长度，保证有效锚固。

4 结语

经过对巷道支护后连续2个月的矿压观测，共布置5个测站，每个测站每天观测一次，观测并统计分析围岩变形，得出试验段内巷道顶板变形控制效果较好，顶底板累计移近量控制在70～150 mm范围内，两帮移近量控制在40～90 mm范围内，围岩发生一定程度变形，但整体控制效果较好，断面收缩率在可控范围，能保证巷道的安全正常使用。