南关煤业不稳定复合顶板巷道差异性支护技术应用

张森波

（山西汾西矿业南关煤业有限责任公司，山西 灵石 031304）

我国煤矿一直以井工开采为主，需要掘进大量的地下巷道。据不完全统计，每年掘进的巷道已超过2 万km。因此，巷道围岩的稳定控制一直是影响煤矿安全高效回采的主要因素之一[1-3]。目前，由于锚杆索支护具有施工速度快、成本低、支护效果好的优点被广泛应用于煤矿井下巷道支护。但是，对于一些特殊地质条件，比如煤层顶板赋存厚度不稳定且较为软弱的复合顶板岩层，单一的巷道支护技术手段已不能满足现场实际需求[4-6]。南关煤业3210 工作面顶板赋存0.8～3.2 m 含砂泥岩或泥岩复合结构，目前采用的锚杆索支护技术和参数无法实现巷道围岩的稳定控制。

1 工程概况

3210 运输巷位于三采区南翼，该巷道服务于三采区南翼第五个回采工作面，东为3210 工作面，西为2016 年已回采结束的3212 工作面，南临三采区边界，北为三采区西翼轨道下山大巷，井田边界外无煤矿。巷道地面标高1086～967 m，巷道标高584～464 m，埋深496～503 m。3210 工作面煤层为2#煤层，较稳定，该煤层以半亮煤为主，暗煤次之，层状结构，属中强度硬度煤层，断口不平整，性脆，条痕黑色，煤厚2.10～2.60 m，平均厚度2.40 m，煤层倾角1°～15°，平均8°。工作面直接顶为含砂泥岩和泥岩互层结构，厚0.8～4.2 m，岩层厚度变化较大；基本顶为平均厚度4.6 m 的黑白色互层粉沙岩，属稳定岩层；直接底为平均厚度1.8 m 的黑白色细粒砂岩；基本底为平均厚度5.9 m 的黑色粉砂岩或泥岩。采掘地质资料显示，直接顶岩层赋存不稳定，厚度在0.8～4.2 m 范围，属于复合顶板岩层。现场调研发现，邻近3209运输巷在工作面回采期间，巷道顶帮梯子梁钢带受挤压变形、崩脱现象严重，局部锚杆支护结构失效，直接影响到工作面的安全回采。

2 不稳定复合顶板巷道差异性支护技术

根据一、三采区矿压观察，2#煤层直接顶岩层厚度不稳定（厚度在0.8～4.2 m 范围的含砂泥岩和泥岩复合岩层），因此需针对性地提出不稳定复合顶板巷道差异性支护技术与参数。3210 运输巷道设计断面为矩形，掘进宽度4.6 m，掘进高度2.8 m，具体技术方案和参数如下：

（1）当复合顶板岩层厚度在0.8～2.0 m 或2.6～4.2 m 范围时，顶板采用“锚杆+长锚索+W钢带+六边网”，其中顶板锚杆强化复合顶板岩层强度，顶板锚索加强支护将锚杆形成的锚杆锚固强化区域悬吊至稳定岩层。图1 中（a）给出了该区域范围内巷道支护断面，具体支护参数如下：

① 顶板锚杆采用规格Φ22 mm、L2.4 m 的高强螺纹钢锚杆，矩形布置，每排布置7 根，间排距0.75 m×0.8 m；巷道两帮锚杆同样采用规格Φ22 mm、L2.4 m 的高强螺纹钢锚杆，间排距0.85 m×0.8 m，每根锚杆配套1 支CK2355、1 支K2355 型树脂锚固剂，同时配套12 mm×120 mm×120 mm 的专用蝶形托盘，保证锚杆支护在坚硬岩石上；顶板锚杆采用规格4600 mm×280 mm×4.5 mm 的W 钢带连接，帮部锚杆采用规格2000 mm×280 mm×4.5 mm的W 钢带连接。

② 顶板采用规格Φ21.8 mm、L6.3 m 的预应力钢绞线锚索进行加强支护，三花眼布置，其中一排布置两根一排布置一根，间排距1.5 m×1.6 m，顶板破碎时，间排距缩减至1.5 m×0.8 m；帮部采用单锚索用于加强支护，单锚索规格与顶板一致，排距3.2 m，每根锚索配套1 支CK2355、2 支K2355 型树脂锚固剂，同时配套规格16 mm×300 mm×300 mm 的专用蝶形托盘和锁具。

③ 金属网采用规格2.5 m×1.0 m 的六边网。

④ 顶帮锚杆预紧扭矩不小于300 N·m，锚索预紧力不小于200 kN。

（2）当复合顶板岩层厚度在2.0～2.6 m 范围时，顶板锚杆支护形成的支护结构已不能满足现场实际需求，因此该范围内巷道顶板采用“短锚索+长锚索+W 钢带+六边网”联合支护。其中，顶板短锚索用于强化厚度在2.0～2.6 m 范围内的复合顶板岩层强度，直接将其锚固至稳定岩层，顶板锚索主要用于加强支护。即顶板采用Φ21.8 mm、L4.3 m 的预应力短锚索代替顶板锚杆，单锚索配1 支MSK23120型树脂锚固剂，其余参数不变。图1 中（b）为该区域范围内巷道支护断面。

图1 巷道支护断面图

3 现场应用效果分析

将提出的不稳定复合顶板巷道差异性支护技术和参数应用于3210 运输巷，监测了巷道掘进期间以及工作面回采时期的围岩变形情况。巷道掘进后2.5 个月围岩变形趋于稳定，该阶段巷道顶底板岩层变形量为46 mm，两帮围岩变形量为53 mm，巷道整体呈现良好。

工作面回采期间，受采动影响巷道变形量有所增加，其中复合顶板岩层厚度在2.0 m 以下或2.6 m以上区域巷道变形量相对较大。图2 为该区域范围内巷道顶板深基点累计位移和变形速度曲线图。如图所示，根据曲线分布特征将巷道围岩离层现象分为采动初期变形区域、采动中期变形区域、采动后期变形区域3 个区域。

图2 巷道顶板深基点累计位移和变形速度曲线图

采动初期变形区域为超前工作面45 m 范围外，该区域围岩离层累计位移和变形速度均较小，围岩结构相对完整；采动中期变形区域为超前工作面25～45 m 范围内，围岩离层累计位移和变形速度有所增加，变形速度在3～6 mm/d 范围内，离层相对不明显；采动后期变形区域为超前工作面25 m 范围内，该区域围岩离层现象明显增加，最大离层累计位移达200 mm，最大离层变形速度达15 mm/d。同时，根据不同深度基点位移量可以看出，巷道围岩1 m 和2 m 深的基点累计位移和变形速度相对稳定，曲线分布一致性良好，而巷道围岩2 m 和3 m深的基点累计位移和变形速度存在明显差异性，表明两基点间岩层径向裂隙张开宽度明显增加，由此可判断巷道围岩塑性区在2.5 m 左右。

综上所述，采用提出的不稳定复合顶板巷道差异性支护技术实现了南关煤业不稳定复合顶板巷道的稳定控制，证明了技术和参数的合理性。

4 结论

煤层赋存厚度不稳定且较为软弱的复合顶板岩层，单一的巷道支护技术手段已不能满足现场实际需求。为此，提出了南关煤业不稳定复合顶板巷道差异性支护技术：当复合顶板岩层厚度在0.8～2.0 m或2.6～4.2 m 范围时，巷道采用“锚杆+长锚索+W钢带+六边网”联合支护；当复合顶板岩层厚度在2.0～2.6 m 范围时，巷道采用“短锚索+长锚索+W钢带+六边网”支护。技术应用后，实现了南关煤业不稳定复合顶板巷道围岩的稳定控制。