“三软”厚煤层沿空掘巷支护技术研究与应用

樊 强

（阳泉煤业集团天安煤矿有限公司，山西 静乐 035100）

1 工程概况

阳泉煤业集团天安煤矿有限公司位于静乐县城东北37 km 处，采用斜井开拓方式，可采煤层为2号、5 号煤层。矿井采用一个水平开采，开拓水平为1372 m。20103 放顶煤工作面位于井田西部，北至井田矿界，南部为201 采区三条下山，东部为20101 回采工作面，西部为规划20105 回采工作面，埋藏深度为148～285 m。2 号煤层位于太原组顶部，煤层厚度1.98～11.18 m。20103 工作面的煤层平均厚度为5.6 m，具有北薄南厚的赋存特征。2 号煤层坚固性系数约为0.5893，直接顶板、底板均为泥岩，抗压强度为16.59 MPa，抗拉强度为1.25 MPa。对20103 工作面有影响的断层共4 条，分别为DF3、DF4、DF7 和DF8，全部为正断层。工作面采用“U”形通风，回采工作面布置运输顺槽和回风顺槽均沿2 号煤底板布置。20103 运输顺槽采用小煤柱沿空掘巷，与20101 回风顺槽间煤柱宽度为5.0 m，20103 运输顺槽开口段掘进期间，围岩变形破坏严重，需提出更为有效的围岩控制方案。

2 20103 运输顺槽原有支护及变形特征

2.1 原有支护方案

依据20103 工作面具体的地质条件，20103 运输顺槽掘进约25 m 时将揭露DF3 断层（正断层，落差约4.5 m）。现场实际施工过程首先进行开口段25 m的掘进的支护，掘进宽度为5.6 m，高度为3.4 m，采用锚网索支护。顶板锚杆规格为Φ20×2000 mm 左旋螺纹钢，同排锚杆间距为1000 mm，排与排间隔为900 m，同排锚杆间配合H 型钢带支护，所有锚杆垂直顶板施工；顶板锚索采用Φ17.8×6200 mm 的钢绞线，采用“二零二”布置方式，间排距2000×1800 mm，锚索沿巷道轴线方向通过W 型钢带连结，锚索垂直顶板安装。帮部锚杆的规格和间排距与顶板锚杆相同，所有锚杆沿水平方向垂直巷帮安装。

2.2 巷道变形特点

20103 运输顺槽开口段采用上述的支护方式，成巷后出现明显的变形、破坏。为全面掌握围岩的破坏特征，通过现场调研，整理总结得到巷道的变形破坏特征：断面显著缩小，巷道顶板明显下沉，两帮中部内移明显；围岩变形呈现非对称特性，靠近煤柱帮侧的顶板下沉量明显大于实体煤侧，实体煤帮的内移量明显大于煤柱帮；巷道浅部围岩破碎严重，顶板出现大量网兜，两帮片帮明显；煤柱侧底角和肩窝处内移明显。

3 “三软”厚煤层巷道支护技术研究

3.1 围岩变形破坏原因分析及控制原理

20103 运输顺槽围岩条件属于典型的“三软”煤巷留小煤柱沿空掘巷[1-2]，其变形破坏的原因可从三个方面进行分析：

（1）地质条件。巷道两帮及顶板为松软破碎的煤体，底板岩层强度较低，围岩强度较低，整体性差，导致巷道掘进期间围岩变形速度较快，且浅部围岩难以控制，形成网兜、片帮等现象。

（2）开采技术条件。2#煤层厚度1.98～11.18 m，煤层较厚且厚度变化较大，巷道与邻近的20101 工作面间煤柱宽度仅为5.0 m。由于临近工作面采空区侧向支承压力的影响和上覆岩层关键块体B 的不均衡载荷作用，导致巷道围岩变形呈现不对称性。

（3）支护条件。原有支护条件下，支护结构的初始刚度较小，主动承载性能无法有效发挥，引发浅部围岩松动破坏范围逐渐扩展，且支护强度较低，逐渐引发巷道围岩的整体性失稳。

结合20103 运输顺槽的变形特点及原因，提出“三软”煤巷沿空掘巷关键部位加强支护技术，通过以下三种措施改善其支护效果：增大锚杆锚索的预紧力，提高支护结构刚度；减小锚杆锚索的布置间距，提高支护强度；调整靠近底角和肩窝处锚杆的安装角度，增大实体煤帮和顶板锚杆的长度，采取针对性的补强。

3.2 支护方案

提出三个支护方案。

方案一为原有支护方案。

方案二相对方案一提高了支护强度和刚度。即：顶板和两帮锚杆规格不变，将间排距减小为800×800 mm，顶板和两帮每排各增加一根锚杆，顶板锚杆沿垂直方向施工，两帮锚杆沿水平方向施工，锚杆安装时预紧力由20 kN 增大为40 kN；顶板锚索规格不变，由原来的“二零二”布置改为五花布置，间排距2200×800 mm，锚索预紧力由100 kN增大为150 kN。其支护断面如1 所示。

图1 支护方案二

方案三相对于方案二针对性地提高顶板和实体煤帮的支护强度，并进行底角、肩窝针对性控制，调整靠近底角、肩窝处锚杆的布置形式。顶板和实体煤帮锚杆长度增大为2400 mm，顶板锚杆向巷道外侧倾斜15°，帮部靠近顶底板的锚杆同样向顶板和底板偏移15°。具体支护情况如图2 所示。

图2 支护方案三

3.3 支护效果模拟研究

为验证支护方案的支护效果，利用FLAC3D数值模拟软件进行研究分析[3-4]，模拟20103 运输顺槽的掘进。模型尺寸为（长宽高）210×80×92 m，模型下部为固定边界，限制模型四周的水平位移，顶面施加5.5 MPa 的均布载荷，模型如图3 所示。模拟时先进行临近工作面的开挖，之后留设5.0 m的护巷煤柱进行巷道掘进。

图3 数值模型示意图

不同支护方案条件下，20103 运输顺槽掘进期间围岩变形主要集中在顶板和实体煤帮，统计巷道顶板的下沉量和实体煤帮位移量，得到图4所示的结果。

图4 不同支护方案条件下掘巷期间围岩位移曲线

由图可以看出，支护方案一条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分别为237 mm、208 mm；支护方案二条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分别为176 mm、158 mm，相比方案一分别减小了25.7%、24.0%，围岩位移量明显减小，围岩稳定性显著提高；支护方案三条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分别为155 mm、129 mm，相对于方案二分别减小了11.9%、18.35%，围岩的位移量进一步减小，围岩稳定性明显提高。综上分析可知，20103 运输顺槽采用支护方案三，能够更好的控制围岩的失稳破坏。

4 应用效果综合评价

为验证20103 运输顺槽采用支护方案三的支护效果，现场监测20103 运输顺槽的变形情况及顶板岩层离层情况。巷道表面位移监测结果表明，成巷约15 d 后围岩位移不再增大，顶底板移近量稳定在154 mm 左右，两帮移近量稳定在114 mm 左右，巷道围岩位移量很小，围岩控制效果明显。顶板岩层离层情况监测结果表明，浅部基点（3 m）累计位移量约为45 mm，深部基点（7 m）累计位移量约为53 mm。深部和浅部基点间的相对位移量始终小于10 mm，表明该支护方案能够形成整体的承载结构，确保了巷道围岩的稳定。

5 结论

通过对20103 运输顺槽现场调研，分析总结得到围岩变形的特征，探讨其内在原因，依据原有锚网索支护方案提出高强锚索支护技术，从提高支护体系的强度、刚度及针对性的补强三个方面进行支护方案的优化，数值模拟研究验证支护方案的可行性，现场应用期间进行矿压监测。结果表明优化的支护方案充分发挥围岩的自承能力，形成稳定的承载结构，巷道围岩整体稳定，取得了显著的围岩控制效果。