窄煤柱巷道围岩变形破坏特征与支护参数优化

王 阳

（汾西矿业两渡煤业， 山西 灵石 031302）

0 引言

窄煤柱沿空掘巷与常规留设大煤柱巷道掘进方式在围岩应力分布、围岩变形特征等方面有一定差异，掌握窄煤柱巷道围岩变形特征，对合理设定围岩支护参数有显著促进意义[1-2]。围岩变形特征与围岩裂隙扩展、围岩岩性以及支护方案等密切相关，现阶段常用的围岩探测手段包括直接观察法、钻孔观察法以及物探法等[3-4]。本文以山西某矿3306 运输巷掘进为工程背景，分析巷道围岩变形特征并综合采用钻孔窥视、瑞利波探测掌握围岩裂隙扩展情况，后对围岩支护参数进行优化，最终实现了窄煤柱巷道围岩变形有效控制。

1 工程概况

1.1 地质概况

3306 运输巷设计掘进长度1 355 m，巷道南侧为东翼采区轨道下山，北侧及西侧均为实体煤，东侧为已回采完毕的3305 采空区。3306 运输巷沿着3 号煤层底板掘进，巷道底板埋深均值为305 m，设计为矩形断面，净宽×净高=4.5 m×2.8 m，采用EBZ260 掘进机掘进。3 号煤层厚度4.7～6.8 m，煤层底板为泥岩，厚度3.5 m，遇水膨胀，承载能力较差，裂隙不发育；直接顶为泥岩、砂质泥岩位置，为复合顶板，厚度1.2～2.0 m；直接顶（复合顶板）之上为基本顶（K2 灰岩），厚度均值12.5 m，赋存稳定、较为坚硬。3306 运输巷与邻近的3305 采空区间留设8 m 护巷窄煤柱。

1.2 围岩支护参数及围岩变形情况

3306 运输巷断面为矩形，净宽×净高=4.5 m×2.8 m，巷道顶板采用锚梁网索支护，选用的锚杆为Φ20 mm×2 200 mm 螺纹钢锚杆，锚索为Φ15.24 mm×5000mm钢绞线，锚杆及锚索布置间排距分别为900mm、900 mm，2 000 mm、1 800 mm；采面帮及煤柱帮分别采用玻璃钢锚杆、螺纹钢锚杆，规格均为Φ18 mm×1 800 mm，间排距均为800 mm、900 mm。顶板及巷帮均使用钢筋梯子梁+金属网强化巷道表面支护。

在现有支护方案下，3306 运输巷围岩变形较为严重，在3306 运输巷距离巷道开口50～100 m 范围内布置测点，监测发现顶底板、巷帮收敛量最大值分别为350 mm、800 mm，围岩变形量较大。

2 巷道围岩监测

由于3306 运输巷受邻近采空区顶板垮落影响较为显著，为此综合采用钻孔窥视、瑞利波探测手段掌握运输巷围岩变形特征。

2.1 钻孔窥视

采用钻孔窥视仪对3306 运输巷顶板情况进行窥视，在巷道不同位置布置不同深度的窥视钻孔，窥视钻孔孔径统一为28 mm。具体巷道顶板钻孔窥视成果如图1 所示。从图1 中看出，顶板岩性结构复杂，巷道直接顶（复合顶板）位置岩体裂隙发育，同时岩体呈现破碎、松散特点。巷道基本顶为K2 灰岩，窥视钻孔在施工期间曾出现塌孔情况，岩体内裂隙发育，部分位置裂隙内充填有方解石。

图1 钻孔窥视成果

受3306 运输巷掘进开挖扰动以及邻近采空区顶板垮落下沉等影响，导致运输巷顶板岩体出现不同程度离层，裂隙由浅部向深部扩展，降低顶板岩体承载能力。通过钻孔窥视发现，顶板上覆0～2 m 范围内出现一定程度离层。由于复合顶板与基本顶层间黏结性差，更容易出现离层；在巷道顶板5 m 位置出现离层的原因在于基本顶K2 灰岩内岩体裂隙发育。

2.2 瑞利波探测

在3306 运输巷用瑞利波实现运输巷顶板、巷帮位置破坏深度探测，以便确定现有的支护参数是否满足围岩控制需要。

采用型号YTR（D）瑞利波探测仪在运输巷距离开口100 m 位置布置测场，在巷道顶板、巷帮各布置一条测线，单条测线按照1 m 间隔布置9 个测点，具体获取到的巷道顶板、巷帮位置破坏深度，结果如图2 所示。

图2 瑞利波探测成果

瑞利波探测发现，煤柱帮、采面帮破坏深度分别在1.5～2.2 m、1.0～1.7 m，在煤柱帮1.5～2.0 m 范围内发现多处物探异常区；煤柱帮破坏深度明显高于采面帮，分析主要是由于煤柱本身宽度较小且受到采空区侧向应力影响显著导致的。巷道顶板破坏区范围主要集中在顶板上覆0～1.0 m、2.0～5.0 m 两个区段，在煤层直接顶与基本顶交界位置有多个物探异常区，表明该区域内岩体裂隙较为发育。

3 围岩支护参数优化

从钻孔窥视以及瑞利波探测成果发现，在巷道顶板0～2.0 m、2.5～5.0 m 范围岩体破碎，煤柱帮、采面帮破坏深度分别在1.5～2.2 m、1.0～1.7 m，巷道浅部岩体裂隙较为发育。为提高支护效果，适当增加锚杆长度以及支护密度，具体将巷帮锚杆长度由1 800 mm增加至2 400 mm、顶板锚杆长度由2 200 mm 增加至2 600 mm，锚杆预紧力控制在80 kN 以上。巷帮及顶板锚杆布置间排距保持不变。

3306 运输巷原支护中顶锚索长5 000 mm，由于巷道顶板上覆5 m 位置处岩体有离层、裂隙发育情况，原有的锚索锚固端处于裂隙发育、顶板离层位置，无法起到较好的悬吊以及围岩控制效果。根据相关支护经验，锚索锚固端进入稳定岩层内1.5 m 以上时可起到较为显著的支护效果，因此将顶板锚索长度由5 000 mm 增加至6 500 mm；为充分发挥锚索支护效果，将预紧力设计为180 kN，布置间排距保持不变。具体优化后巷道支护断面如图3 所示。

图3 优化后围岩支护参数（单位：mm）

4 围岩支护效果分析

布置测站对围岩支护参数优化段围岩变形量进行持续监测，具体监测获取围岩变形情况如图4 所示。巷道掘进速度在6 m/d，在支护距离掘进迎头25 m（支护完成4～5 d）范围内时巷道围岩变形量明显增大，此时顶底板、采面帮及煤柱帮变形量分别为73 mm、38 m、56 mm；随后测点与迎头间距不断增加，围岩变形量逐渐稳定，在与迎头相距120 m（支护完成20 d后）以后，围岩变形量基本不再增加，此时顶底板、采面帮以及煤柱帮变形量分别稳定在89mm、43mm、64mm。采用优化的支护方案后，3306 运输巷围岩变形量过大问题得以较好解决，取得较为显著的应用成果。

图4 围岩变形监测曲线

5 结论

1）3306 运输巷沿着回采的3 号煤层底板掘进，巷道埋深均值为320 m，掘进区域内地质构造不发育，掘进期间受地应力、构造应力等影响不明显。3306运输巷与邻近的3305 采空区间留设8 m 保护煤柱，护巷煤柱较窄加之运输巷掘进区域受采空区顶板垮落变形影响，导致3306 运输巷围岩变形量偏大。

2）综合采用钻孔窥视、瑞利波探测手段对3306运输巷围岩情况进行探测，发现巷道顶板0～1.5 m、2.5～5.0 m 范围内破碎、裂隙发育，巷道采面帮、煤柱帮破坏深度分别介于1.0～1.7 m、1.5～2.2 m。巷道原支护方案中顶锚杆、巷帮锚杆长度分别为2 200 mm、1 800 mm，锚杆长度偏小，无法起到有效控制围岩变形目的，为此将顶锚杆及巷锚杆长度分别增加至2 600 mm、2 400 mm；巷道原支护方案中顶锚索长度为5 000 mm，锚索锚固端位于基本顶裂隙发育处且位置处出现一定离层，无法起到较好的悬吊效果，为此将锚索长度由5 000 mm 增加至6 500 mm，使得锚索锚固端位于顶板稳定岩层中。

3）采用优化后的支护方案，3306 运输巷围岩变形量过大问题得以有效解决，巷道支护点与迎头相距120 m（支护完成20 d）后，巷道围岩变形得以较好控制，其中顶底板、采面帮及煤柱帮变形量分别稳定在89 mm、43 mm、64 mm 以内，实现了窄煤柱巷道围岩变形有效控制。