某煤矿煤巷破坏特征理论分析

王海龙

（山西汾西瑞泰正中煤业， 山西 灵石 031300）

1 工程背景

1.1 矿区工程地质概况

某煤矿煤层埋藏深，所采煤层属于二叠系地层。龙潭组官山段、下老山亚段和王潘里段分别为A、B、C煤组含煤层位。自下而上，A煤组2层煤均不可采；B煤组主要由4层煤组成，其中主采煤层为B4；C煤组主要由17层煤组成，其中只有3层煤局部可采。B4煤为本矿主采煤层。B4煤埋藏于当地侵蚀基准面以下，直接充水含水层为龙潭组老山段和官山段砂岩含水岩组。老山段和官山段含水性弱，且下伏茅口组灰岩埋深大，裂隙不发育，含水性弱，且井田内已发现断层的导水性差，矿坑充水主要是煤系裂隙水，因此矿井水文地质条件比较简单。煤层厚0.4～3.99 m，平均厚 2.24 m，倾角一般为 8°～12°，向斜北翼一般厚2.0～3.5 m，结构简单～较简单，为全区可采稳定型煤层，煤质较好，煤质为瘦煤～焦瘦煤。煤层伪顶为炭质泥岩，岩性松软，极易垮落，厚度0.1～0.4 m左右。直接顶为深灰色粉砂岩，夹薄层状细砂岩条带及煤线，厚度为3.5～13.0 m，一般为7.0～8.0 m。裂隙普遍发育，下部含炭质泥岩。老顶：为灰白色石英细砂岩，普氏硬度系数为 5～8，内摩擦角为 81～87°，厚度3.0～5.0 m。按照地质条件分类，确定煤层顶板为II类。伪底：为深灰色泥岩或黏土岩，遇水膨胀，厚度为2.0～0.4 m。直接底：上部为浅灰色泥质粉砂岩，厚约5.0 m左右，遇水膨胀。

1.2 实验工作面概况

307工作面埋深为910 m，位于东二下山采区，东为东二采区未开发区；西为东二运输机下山及东二回风下山；南为东二采区未开采区；北为306采空区。根据地质资料得知此区域的地质状况较为复杂，断层发育。煤层厚度2.6～3.0 m，平均2.8 m，平均倾角12°。工作面煤层赋存稳定，煤层结构复杂，一般含2～3层炭质泥岩夹矸。煤层顶底板情况见表1所示。307工作面平面图见图1所示。

图1 307工作面平面布置图

表1 煤层顶底板岩性表

2 煤巷原支护方式

煤巷采用锚网梁索联合支护方式，煤巷断面近似梯形，顶板顺煤层倾向开挖，为了保证净高不小于2.6 m，必要时进行破底。断面尺寸见下页图2。

支护方式的主要参数：顶板、两帮分别采用锚网索梁、锚网梁联合支护方式。

图2 煤巷原支护方案示意图（mm）

1）顶板两帮均采用无纵筋螺纹钢树脂锚杆，顶板安装5根，两帮安装9根。锚杆直径为Φ20 mm，长为2.4 m，排间距均为750 mm×850 mm。

2）顶板安装3根锚索，长度为 9 m，直径为Φ15.24 mm，间排距为1.70 m×0.85 m。

3）顶板两帮锚杆托板厚度分别为10 mm、8 mm，边长不小于150 mm。锚杆螺母采用扭矩螺母，扭矩为 150 N·m。

3 煤巷围岩变形破坏特征与分析

可采B4煤层水平深度为（-850 m），煤层松散，顶底板岩性强度较差，为典型的深部高应力巷道，处于这种复杂环境下的煤层巷道更加难于维护，巷道变形十分严重，尤其是沿空掘巷。煤巷在开挖掘进及工作面回采过程中，由原来的2.6 m×3.2 m（高×宽），断面缩小为1.4 m×1.8 m（高×宽），顶底移近量平均为1～2 m，两帮收敛量平均为0.5～1.0 m。矿区巷道顶板是较厚的复合顶板，顶板间夹有数层煤线，煤层内充满高浓度的瓦斯气体，煤体较松散，底板为岩性强度较低的炭质泥岩。在高应力的作用下，煤层巷道变形强烈，支护体失效。

图3 煤巷顶板整体下沉现场图

从图3可以看出锚杆锚索钢梁支护体结构随着顶板的下沉而同步下沉，这种变形特征主要表行为：由于巷道的开挖，顶板在高应力作用下悬露的顶板破坏严重，造成钢梁被压弯，甚至被扭曲，随着顶板的变形下沉，锚杆锚索失效，致使整个支护体结构失效[1]。

图4煤巷巷帮帮鼓现场图，由于煤层松散，在高应力作用下，两帮帮鼓十分严重，多处局部相对锚杆鼓出500 mm左右。从图中可以看出梯子梁被严重扭曲，金属网被撕裂，失去护壁作用。有时整个帮部均出现强烈的垮冒和掏空等现象，使锚杆失去支护作用，同时两帮整体向巷道内挤压严重。

图5煤巷底板底鼓现场图，煤巷底板一般不进行加固处理，就成为整个巷道断面的薄弱环节，在垂直应力与水平应力的双重作用下底板破坏变形严重。底鼓后的底板变得十分不平整，造成轨道、溜子倾斜不能正常使用，顶底板相对高度（0.8～1.4 m）不能满足行人、运料的需求，这就不得不进行卧底，每次卧底高度在0.4～0.6 m，卧底周期一般为1～2个月。由于顶板下沉，两帮内挤，底鼓严重，致使巷道断面急剧缩小，不能满足通风、运料、行人正常生产活动的进行。

图4 煤巷巷帮帮鼓现场图

图5 煤巷底板底鼓现场图

通过对煤巷的实地观测了解到，巷道在采用原支护形式下，巷道在掘进期间开挖（沿空掘巷）75 d时间内，两帮移近总量为560 mm，平均移近速率为7.5 mm/d，两帮收缩明显部位占2/5以上；顶板下沉总量达420 mm，下沉速率为5.6 mm/d；底板臌出量达1 500 mm，底臌速率为20 mm/d，远超过允许变形量。回采期间巷道变形更为剧烈，顶板下沉量达到600～800 mm，底板单次卧底达 0.4～0.6 m，累计卧底达数次，两帮收缩量达到1 300～2 000 mm，变形为强烈的四周来压、整体收敛、变形强烈，严重影响了正常生产，同时也给人身安全带来了严重的安全威胁。

由于巷道顶板为典型的复合顶板，由多层厚度较小层理、节理和裂隙发育、强度低的软弱煤岩层相间构成，各岩层之间黏结力较弱甚至无黏结力，松散、破碎，巷道网兜现象严重，冒落现象时有发生，帮部相对锚杆鼓出现象普遍。

4 支护方式支护失效机理分析

矿区为典型的深井开采，深部岩体的形成历史较为久远，岩体内存在的构造应力对矿井的影响也较大，巷道开挖后，岩体较为破碎，造成巷道尤其是工作面煤巷的稳定性很差，面对此种状况采用高强度“锚杆+锚索+钢筋网+槽钢+梯子梁”的联合支护方式，巷道变形量依然较大，顶板、两帮、底板的破坏均较为严重，致使巷道无法正常使用。因此，根据现场的调查和分析，造成巷道发生大变形的原因可能主要有以下几个方面[3-4]：

1）顶板锚索的悬吊作用发挥不利。矿区煤层的直接顶为厚度在8～10 m复合型顶板，主要成分是强度较低的岩体组成，比较松散破碎，且其中夹有煤线，煤线的分布并不均匀，薄厚不一。顶板长度为9m锚索的恰好整个位于其中，没有固定在强度较强、结构较稳定的岩层中，就不能形成稳定的支护系统，锚索也就不能充分发挥其的悬吊作用，导致锚索与顶板同步下沉。如锚索正好锚固在较厚的煤线范围内，锚索也就不能发挥作用，如图6中所示锚索锚固端（A点）和锚头（B点）是同步下沉的，锚索的悬吊和拉伸作用无法充分发挥。

2）顶板、两帮锚杆失效。在矿区现场做的锚杆抗拉拔试验得知，锚杆安装质量较差，预紧力、抗拉拔力均达不到要求。致使锚杆没能发挥其主动支护的作用，巷道掘进初期支护不利，造成巷道围岩破坏范围较大，自承能力下降，随之应力峰值向两帮深部转移，由于两帮浅部的破碎致使顶底板的跨度相对变大，顶底板岩体在水平应力作用下更容易发生破坏，尤其是底板不进行支护，底板就成为整个巷道最薄弱的部位，也就成为上覆岩层压力转移的突破口，造成底板岩层不断向巷道内空鼓出，岩体遭到破坏，这样就形成了一个恶性破坏循环，导致整个巷道破坏失稳。加之钢筋梯子梁和金属网强度和刚度也较小，不能有效地起到护表的作用，致使锚杆支护结构失效。可知，在这种已经破坏的松散煤体中进行锚杆支护（如图6），锚固端（C点）和锚头（D点）是同步移动的，锚杆杆体并没有发挥出应有的拉伸作用。

3）沿空掘巷护巷煤柱宽度不合理。经过了解和现场调查，得知矿区沿空侧护巷煤柱宽度的确定是由经验类比法来取得的，从现场巷道变形破坏的情况来看，煤柱几乎完全遭到破坏而向巷道内空产生大变形而失稳，变形量达到500～1 000 mm，最终导致巷道难于维护而失稳。可见对于沿空掘巷，护巷煤柱宽度直接关系到回采巷道的稳定性，以及煤炭回收率问题。可知煤柱宽度过小时，将增加巷道的支护和维护难度和成本，甚至会导致巷道最终失稳破坏；当留设煤柱宽度过大时，煤柱受力亦不合理且大量的浪费煤炭资源。在深井复杂环境下实行沿空掘巷的技术，不同于浅部开挖，简单的传统的支护就能维护煤柱以及巷道的稳定。因此，煤柱合理宽度的确定就成为深部沿空掘巷技术能否应用成功的关键所在。

以上只是分析了矿区较常见的锚杆锚索失效的原因，在现场也有少数的锚索被拉断现象，这说明此部分锚索的锚固端是锚固在较稳定岩层上，由于锚索本身强度较低，不能承担上覆岩层压力而超过锚索极限强度发生断裂。

图6 煤巷支护特点

5 结语

通过现场观测分析可知，煤矿深部巷道造成煤巷发生大变形的主要原因：煤层埋深大，应力集中程度高，煤体较为松散，顶板锚索的悬吊作用发挥不利，顶板、两帮锚杆支护作用失效，沿空掘巷护巷煤柱宽度不合理五个方面所造成的，因此迫切需要有效地支护手段来解决这些复杂条件下的煤巷支护问题，有效的支护手段需要保证在掘巷初期将巷道变形量控制在允许的范围内，把围岩的累积变形量控制在锚固体允许的变形范围之内，最终保持巷道围岩结构的稳定。