深井构造异常区小煤柱巷道支护优化研究

张 斌 王 冲 贾海宾

（山东新巨龙能源有限责任公司，山东 菏泽 274918）

在我国东部矿区，煤矿开采深度逐渐增加，生产条件日益复杂[1]。为满足回采工作面生产需要，回采巷道需穿过断层、褶皱、节理等构造异常区，加之巷道小煤柱掘进，应力分布复杂，围岩自稳能力差，造成巷道易变形、支护困难、后期开帮卧底工作量大等问题[2-3]，大大增加了矿井开采难度，影响矿井正常生产，降低了矿井的效率和效益，同时矿井安全生产受到威胁[4]。因此开展深井异常区小煤柱巷道支护优化的研究，具有较大的理论及工程价值。

1 概况

山东能源新矿集团新巨龙公司开采水平现已延深至-980m，地面标高为+43.6m，最大开采深度已超千米，具有埋深大、表土层厚、断层构造发育等特点。回采巷道受断层构造应力影响较大，巷道断面大，回采动压显现强烈。

2305S 工作面位于二采区，东接2306S 工作面，南临毕垓南断层，西为2304S 面采空区，北临二采准备、开拓巷道。新巨龙矿主采3#煤层，厚9m 左右，平均埋深-985m，倾角在0～11°之间，3#煤f（坚固性系数）=1～2。直接底为均厚10.25m 的砂质泥岩，f=3～5；直接顶为均厚14.25m 的粉砂岩，f=5～6。矿井采用小煤柱护巷施工工艺，2305S 工作面沿空侧煤柱设计宽度为4.5m。由于巷道受侧向压力、掘进扰动、断层构造产生的应力，顶板及小煤柱侧围岩破碎，巷道支护难度加大。

2 原支护方案及效果分析

2.1 原支护方案

（1）顶板支护

锚杆为无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，型号为MSGLW600， 在 顶 板 打 设6 根， 配 合 眼 距900mm 的6 眼W 钢带。锚杆规格：Φ25mm，长2500mm，间排距900×1000mm。杆锚锚固力应大于150kN。

锚索采用6300～10300mm 的高预应力钢绞线，Φ21.8mm，锚固方式为加长锚，顶板每排4 根，间排距1200×2000mm。锚索预紧力不小于200kN。

（2）帮部支护

帮部锚杆规格、材质与顶板一致，Φ25mm，长度2500m，帮部设置5 根，上部配3 眼T 型钢带，下部配2 眼T 型钢带，锚杆间排距为900×1000mm。

锚索材质为高预应力钢绞线，Φ21.8mm，帮部每排设3 根，间距1300/1600mm，排距2000mm。实体帮上部及中间眼位锚索长度8300mm，下部眼位锚索长度4300mm；小煤柱帮上部眼位锚索长度8300mm，中间及下部眼位锚索长度4300mm。

原方案支护如图1 所示。

图1 原方案顶板及两帮支护剖面图

2.2 原方案支护效果分析

原支护方案采用工程类比法进行设计，参照2303S 工作面及2304S 工作面小煤柱支护方案。由于二采区开采深度逐渐增加，在开采2304S 工作面时，2304S 上平巷矿压显现强烈，最大变形超1m，在开采期间，对上巷顶板及两帮重新补打锚索梁加强支护方才满足回采需要。2305S 上平巷采用原方案施工，30d 后小煤柱侧顶板变形达201mm，且仍有变大趋势。顶板及实体帮侧多根锚杆、锚索断裂，且有轻微震顶现象。因此需对2305S 上平巷进行优化支护，确保掘进及回采期间巷道围岩稳定。

3 支护方案优化及效果分析

3.1 优化支护方案

针对2305S 回采工作面工程地质条件及变形破坏特征，提出一种联合支护方案，即“顶板全锚索支护+U 型锚索梁加强支护+注浆加固”的支护优化方案。支护如图2 所示。

（1）顶板支护

在原方案的支护基础上，将顶板锚杆更改为长度3800mm 的中空注浆锚索，锚索型号SKZ22-1/1770，间排距为900×1000mm；将顶板锚索更改为4200mm U 型锚索梁，间距为2000mm（U29 型锚索梁，一梁三索，眼距1800mm），U 型锚索梁所用注浆锚索长度为6300 ～10300mm。

（2）帮部支护

在原方案的支护基础上，将帮部中间眼位锚杆更改为长度3800mm 的中空注浆锚索，锚索型号SKZ22-1/1770，帮部钢带更改为2 片3 眼T 型钢带，形成帮部封闭支护；将帮部锚索更改为长度2600mm U 型锚索梁（U29 型锚索梁，一梁二索，眼距2000mm），实体帮U 型锚索梁所用注浆锚索长度为8300mm，小煤柱侧U 型锚索梁所用注浆锚索长度为上部8300mm、下部3800mm。

图2 优化方案顶板及两帮支护剖面图

3.2 数值模拟分析

（1）建立计算模型

为对比分析支护优化前后巷道围岩变形及受力特征，运用FLAC3D进行模拟研究，建立长×宽×高=120m×100m×80m 的模型。模型的约束为：底部采用固定约束，两侧面采用水平约束。弹塑性极限为Mohr-Coulomb 准则[5]。根据新巨龙矿井实测地应力情况，模型垂直应力取值为20MPa。建立模型如图3 所示，岩层物理力学参数如表1 所示。

图3 计算模型

表1 煤岩体物理力学参数表

（2）模拟结果分析

图4 不同方案最大主应力和竖向位移分布云图

由图4（a）最大主应力分布图对比分析，两方案最大主应力均分布在巷道实体帮，且优化方案最大主应力小于原方案最大主应力，优化方案最大主应力左帮向围岩深部发展。说明优化方案可优化巷道围岩的应力分布，围岩应力向稳定性更好的深部传递，充分调动了深部围岩的承载力保证巷道稳定。由图4（b）两方案的竖向位移图可知，巷道最大竖向位移位于巷道顶板，但不沿巷中对称分布，而是靠近采空区一侧稍大些，优化方案最大竖向位移为78.3mm，原方案竖向位移为235mm。可得出新方案可加强巷道整体围岩强度，尤其对小煤柱侧围岩有较好的加固作用，有利于控制巷道围岩变形。

3.3 现场应用效果分析

对小煤柱巷道2305S 上平巷进行变形监测分析，2305S 上平巷顶底板最大位移98mm，两帮最大位移126mm。当监测位置距离迎头超过60m后，监测位置巷道变形趋于稳定。与原方案对比，巷道顶底板位移减小了103mm，两帮位移减小了124mm，支护效果较好，极大地减少了工作面开采前的开帮、卧底工作量。

4 结论

通过数值模拟及现场实测得出“顶板全锚索支护+U 型锚索梁加强支护+注浆加固”的支护优化方案可显著降低巷道的变形量，尤其是巷道小煤柱侧的变形量，极大降低回采期间巷道的安全隐患，对工作面生产、矿井接续安排等均产生较为有益的效果。