基于非均称控制的沿空掘巷围岩控制技术研究

董明晖 赵德帅

（山东能源临矿集团新驿煤矿，山东 兖州 272100）

在现场实践中，巷道支护仍然较多的采用传统的围岩无差异支护模式，虽然对抑制巷道围岩变形有一定的效果，但沿空掘巷采场支承压力超前影响范围和强度较大，巷道受采动影响剧烈，巷道受力的不均衡性加大，相应的围岩变形的不对称性加剧，巷道各部位变形破坏表现出显著的差异性，实体煤壁侧的巷道帮涌量和塑性破碎程度明显小于护巷煤柱帮，均称控制方案已不能适应需求。

非均称控制理念是改善巷道弱结构体的力学性能与局部围岩应力状态，减小弱结构体的剧烈变形，使巷道围岩—支护结构形成共同承载的力学体系充分发挥支护结构和围岩自身的承载能力[1]。

1 工程概况

新驿煤矿主采3上1煤层（厚约1.3m）和3上2煤层（厚约2.2～2.5m）。一采区为近距离煤层，层间距在6m左右，采用上下面同采方式布置工作面；煤层结构简单，工作面采高较低，采用“顶板左旋树脂锚杆+锚索、帮部管缝锚杆+金属网”的支护方案可以满足巷道围岩控制的要求。1511工作面（临1509工作面采空区）位于3煤合并区的五采区，两层煤之间的夹矸约0.2m，煤层厚，采高大，煤层中间夹矸硬度低易沿层面滑移，沿用非合并区煤层的巷道布置方式和支护方案致巷道围岩控制困难。

新驿煤矿以往在进行回采巷道支护设计时根据经验或工程类比法来选择支护形式和支护参数，往往出现巷道围岩控制效果差、回采期间巷道维护困难、工作面推进难度加大等问题。为了解决这些问题，以新驿煤矿1511沿空皮带顺槽为例，开展沿空巷道围岩控制技术研究，通过研究实现沿空巷道支护设计的科学化，增强对巷道周围岩体的控制效果。

2 巷道围岩破坏特征分析

2.1 顶板破坏特征分析

1511工作面煤层直接顶为3.9m左右的泥岩，硬度较低。1511皮带顺槽开挖后，掘进工作对围岩的扰动和本工作面回采时超前走向支承压力会对巷道顶板产生影响。易出现两种顶板破坏形式：

（1）离层与挠曲破坏。巷道顶板岩层在水平应力作用下产生滑动，由于巷道的开挖使得顶板的约束力减小，顶板岩层会往开掘空间内发生挠曲变形，当上位岩层挠度小于下位岩层挠度时发生离层现象。

（2）剪切破坏。巷道直接顶为强度较低、厚度较大的泥岩，且在巷道帮角处出现应力集中，发生剪切破坏并形成剪切破坏楔块。破坏发生后，如果应力仍大于顶板的残余支撑强度，顶板将出现严重破坏。

2.2 巷道两帮破坏特征分析

开采中把巷道帮部存在软弱夹层的巷道称为巷帮薄层弱结构[2]；1511工作面煤层中间含有一层0.2m左右的泥岩，硬度低，稳定性差。巷道两帮煤体的破坏分为两个阶段：

（1）巷道开掘后，两帮部侧向约束去除形成自由面，煤柱帮形成两个自由面，实体煤帮形成一个自由面。合并区煤层之间的软弱夹矸的存在使煤层内聚力减小、整体性降低。在围岩应力场作用下，巷道帮部煤体破坏首先沿3上1煤层底板和3上2煤层顶板（夹矸层上下面）产生不同程度的错动，将引起帮部煤体向巷道空间内移，伴随发生的是夹矸层进入峰后阶段，出现体积膨胀，并对3上1煤层、3上2煤层产生拉应力，甚至会带动煤层产生滑动位移；当内移量超过围岩自身承载能力和支护结构的阻力时，表现为巷道两帮煤体自中间部位的大量涌出，影响巷道的正常使用。

（2）在顶板挠曲变形和围岩应力作用下，巷道两帮煤层发生不同程度的变形，当应变超过煤层抗压、抗拉极限值时，围岩将发生破坏，主要为剪切破坏。剪切破坏的发生条件可应用Mohr强度理论解释。Mohr强度理论很好地反映了岩石抗压能力大于抗拉能力的特性。

3 巷道围岩控制方案

巷道开掘后，弱结构部位（一般顶板、两帮角）在力的作用下首先发生变形破坏，变形量大，支护困难。依据差异化支护理念，需对巷道顶底板及两帮进行重点支护，改善弱结构体的力学性能与局部围岩应力状态，使其能够与巷道围岩整体协调变形，有效控制弱结构体的位移和围岩塑性区的发展，避免巷道围岩中的弱结构体过早破坏与失稳，以及由此而引起的巷道整体围岩的破坏与失稳。

巷道顶板锚杆间距为800mm，排距为1000mm，每排施工6根规格为Φ20mm、长度2100mm的MSGLW-500左旋无纵肋螺纹钢锚杆，每根锚杆配合使用MSCK2370树脂锚固剂一根。巷道顶板每2m布置一排锚索，距巷道中线800mm各布置一根锚索。为优化煤柱受力，采用差异化的支护方式，锚索布置偏向采空区侧，距巷道中线1600mm处布置一根锚索，同时采空区侧的锚索设置15°的倾角，以使锚索能够深入到煤柱上方的岩层中。锚索用钢绞线制成，尺寸为17.8mm×6000mm（锚索长度根据现场施工顶板条件变化适当调整，要求锚索深入顶板坚硬岩层1.15m）。

巷道右帮锚杆间距为700mm，排距1000mm；每排安设5根规格为Φ20mm、长度2100mm的MSGLW-500左旋无纵肋螺纹钢锚杆。其中第三根锚杆施工在夹矸中央。

巷道左帮锚杆间距为900mm，排距1000mm；每排安设4根规格为Φ20mm、长度2100mm的全螺纹锚杆。具体支护形式如图1所示。

图1 1511皮带顺槽支护断面图 （单位：mm）

4 巷道支护效果监测分析

为了监测巷道实际支护效果，在巷道掘进期间在1511皮带顺槽中分别设置2个测站，对巷道表面位移进行监测，监测内容主要包括顶底板移近量、底鼓量、两帮移近量，并分析数据。

4.1 1#测站巷道表面位移变化

1511皮带顺槽掘进期间1#测站的实测数据统计整理绘制成曲线如图2所示。

图2 1#测站巷道表面位移变化曲线

从图2可以看出：

（1）顶底板最大相对位移为136mm，其中顶板最大下沉量42mm，在掘进迎头后方140m处变形趋于稳定；最大底臌量84mm，在掘进迎头后方176m处变形趋于稳定。

（2）在观测期间，两帮最大相对位移为309mm，其中实体煤帮最大位移119mm，煤柱帮最大位移160mm。

（3）巷道断面收缩率在10.88%左右，不影响正常使用和安全生产。

4.2 2#测站巷道表面位移变化

1511皮带顺槽掘进期间2#测站的实测数据统计整理绘制成曲线如图3所示。

图3 2#测站巷道表面位移变化曲线

从图3可以看出：

（1）在观测期间，顶底板最大相对位移为169mm，其中顶板最大下沉量74mm，在掘进迎头后方161m处变形趋于稳定；最大底臌量95mm，在掘进迎头后方149m处变形趋于稳定。

（2）在观测期间，两帮最大相对位移为312mm，其中实体煤帮最大位移126mm，煤柱帮最大位移156mm。

（3）巷道断面收缩率在12.09%左右，不影响正常使用和安全生产。

4.3 观测总结

综合分析上述数据，可以得到1511皮带顺槽在掘进期间的变化规律：巷道掘进期间，沿空巷道的表面位移随距迎头距离的增大而逐渐增大，最终趋于平稳。巷道表面变形经历了从急剧升高到缓慢升高再到趋于稳定三个阶段，急剧升高段位于距离迎头约150m以内，趋于稳定段位于距迎头170m以外，底鼓变形稳定在84～95mm范围内，顶底板移近量稳定在136～169mm，实体煤帮移近量稳定在119～126mm，采空区侧帮移近量稳定在156～160mm。巷道两帮位移大于顶底板位移，而实体煤帮位移小于采空区侧煤帮。

5 结论

（1）影响巷道围岩稳定性的弱结构因素依次为巷道两帮、顶底板及帮角、底角部位。

（2）沿空巷道围岩非均称就是通过对沿空巷道围岩弱结构（巷道顶底板、两帮及帮角）进行重点支护或弱化，改善弱结构体的力学性能与局部围岩应力状态，有效控制弱结构体的位移和围岩塑性区的发展，避免巷道围岩中的弱结构体过早破坏与失稳，以及由此而引起的巷道整体围岩的破坏与失稳。

（3）1511皮带顺槽的非均称支护方案：左旋无纵肋螺纹钢锚杆+预应力锚索+钢带联合支护方案，支护参数选择时对采空区侧煤帮及帮角略有倾斜。

（4）巷道围岩非均称控制技术是在保证技术可行、经济合理、安全可靠的前提下对现有支护形式进行优化创新，主要做好服务年限、层位岩性、顶底两帮、地压影响、特殊区域五个方面的差异化支护，使得支护形式和参数向“一巷一策、一巷多策”转变，具推广意义。