不连沟煤矿工作面辅助运输巷道围岩控制技术

徐青云，刘磊磊

（1.山西大同大学煤炭工程学院 山西大同 037003；2.中国华电内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司，内蒙古鄂尔多斯 010300）

不连沟煤矿工作面辅助运输巷道围岩控制技术

徐青云1，刘磊磊2

（1.山西大同大学煤炭工程学院 山西大同 037003；2.中国华电内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司，内蒙古鄂尔多斯 010300）

巷道支护选择设计直接影响到巷道围岩的控制效果。针对不连沟煤矿工作面辅助运输巷道煤体竖向裂隙发育、侧帮围岩破碎严重等问题，通过分析不连沟煤矿F6103工作面巷道维护的现状和原支护设计，提出以增强支护强度和加固破碎岩体为目标的控制优化方案。工程实践显示了采用支护优化方案，提高了围岩的稳定性，解决了巷道变形和失稳难题。

破碎煤体；巷道支护；围岩控制；优化方案

在煤矿生产过程中，巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节，关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全。提高围岩的稳定性，合理选择支护方式是巷道围岩控制的主要途径。通过分析工作面巷道地质条件及巷道维护现状，提出了不连沟矿F6103工作面非业主运输巷道围岩控制优化方案，将巷道变形量控制在目标范围之内，解决了巷道围岩变形和失稳难题［1-5］。

1 工作面地质概况及辅助运输巷维护现状

F6103工作面所采煤层为石炭系上统太原组6#煤层，煤层产状平缓，裂隙较发育。6#煤层厚11～21.5m，平均厚度15.8m；煤层倾角0～8°，平均4°；基本顶主要是粗砂岩，厚度为16.7m，局部砾泥质孔隙式胶结为主；直接顶以泥岩、砂岩为主，厚度3.3m，薄层状泥质结构，局部夹煤线岩石破碎呈碎块状平坦状断口；直接底以泥岩、砂质泥岩类为主，厚度1.1m；基本底主要是细砂岩，厚度平均2.9m，以石英为主长石次之，孔隙式胶结，坚硬，夹有少量炭屑。

不连沟煤矿区域遭受的地质构造应力强烈，导致煤体发育竖向裂隙而破碎，掘进头炸帮现象严重，巷道成形很差。一般支护方式难以保证巷道围岩稳定，常造成巷道的大变形或大破坏，范围可达1～3m以上。F6103工作面回采开始后，辅助运输巷受采空影响矿压显现明显，煤柱帮侧围岩严重挤压破碎，出现大面积“网兜”。待工作面回采完毕，副帮进行注浆加固，正帮变形日益剧烈，导致急需对正帮也进行补强加固，有些地段巷道实体煤帮和煤柱帮整体相对移近量达1 500mm，见图1。

F6103工作面辅助运输巷根据其变形破坏程度可以分为三段：第一段为工作面前方未采段，巷道变形较小；第二段为300～440m，受采动影响，巷道中下部突出明显、中部锚杆木托板压坏较多、上部煤帮有一定的位移；第三段为440～680m，处于邻近F6103面采空区的应力降低区，巷道压力显现较弱，变形较小。

图1 F6103工作面辅运巷巷道变形图

2 F6103工作面辅助运输巷道原支护形式

F6103工作面辅助运输巷设计断面为宽×高＝5 500×3 600mm的矩形。支护参数选择如下：

1）巷道全断面设计布置排距1 000mm的锚杆14根，见图2。巷道顶板布置6根规格为Φ18×2 400mm的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆，并配合H型钢梁支护；两帮分别布置 4根规格为Φ16×2 000mm的圆钢锚杆，配合木托盘支护。

2）锚杆支护附件

顶板支护采用H型钢梁配合钢筋塑料网。H型钢梁：Φ12mm圆钢加工；钢筋塑料网中包覆8股直径6.5mm的钢筋，网孔规格100×100mm；塑料网网孔为50×50mm；配150×150×8mm碟形铁托盘。

图2 F6103辅运巷原锚杆布置图

两帮的锚杆支护布置与运输巷相同，如图2所示。实体煤帮和煤柱帮用钢筋塑料网进行护帮支护。高强塑料网的网孔50×50mm规格；钢筋塑料网为包覆8股钢筋，网孔50×50mm的规格；采用500×300×50mm木托盘或150×150×8mm开平铁托盘。

3）锚杆的锚固方式

采用端头加长锚固方式。每根顶部钢锚杆采用2支CK2350规格的树脂锚固剂，帮部锚杆均采用2支K2350或Z2350规格的树脂锚固剂。

图3 F6103辅运输巷顶板小孔径锚索布置图

4）锚索支护

锚索采用预应力钢绞线，锚索直径Φ15.24mm，长度为8.0m，外露长度200mm，排距3.0m，见图3。锚索间隔布置，每3排锚杆布置1排锚索，每排分别为2根、3根。每根锚索采用配套的专用锁具，3支Z2350锚固剂锚固，锚索托盘采用300×300×14mm规格为高强托盘，要求预紧力大于120KN。

3 巷道围岩控制优化分析

3.1 围岩优化控制目标

煤层顶底板相对移近量与两帮变形量控制在设计的预留范围内，保证在回采期间的运输及通风对巷道断面基本要求，防止围岩大变形，杜绝冒顶等重大事故的发生。

该优化措施在6#煤层F6103工作面辅助运输巷工业性试验成功后，可在地质条件类似的邻近采区或矿推广应用。

3.2 围岩试样试验

岩石力学试验是围岩岩石力学研究工作的基础，不仅能够为工程设计和施工提供必不可少的岩石物理力学性质的第一手资料，而且还能为围岩的岩石力学理论分析提供基础数据。试验结合不连沟煤矿6#煤层，对其岩石物理力学特性进行试验研究，主要内容有：煤（岩）样单轴抗压强度试验、煤（岩）样抗拉强度试验（巴西法）、煤（岩）样三轴压缩和煤（岩）样注浆压缩试验。实验结果表明该矿煤（岩）体裂隙发育，抗压强度低。技术方案主要应以增强支护强度（密度）和加固破碎岩体来达到控制效果。

3.3 围岩控制优化方案

根据煤岩体力学试验数据和矿井实际支护材料使用情况，对于不同的围岩特征采取不同的控制方案。对变形不严重的围岩完整段巷道，采取锚杆补强的手段增加围岩的自稳，避免失稳。对围岩破碎段巷道，单纯依靠打锚杆已经很难控制围岩变形，建议采取锚杆补强和注浆加固围岩的方式，实现巷道围岩自稳，实现安全生产。

3.3.1 煤巷围岩较完整段控制方案

煤层开采初期围岩尚有自稳能力，选择锚杆（索）补强的手段控制围岩。

1）巷道极限跨度≤6m，且不能损害原有巷道锚杆的支护性能。在此基础上逐排检查紧固和清理浮煤，对已失效锚杆重新打设。

2）浮煤清理后，每间隔1排补打规格为Φ20×2 400mm的右旋等强全螺纹钢锚杆2根，配合H型双筋钢梁使用。补打锚杆从H型双筋钢梁的限位孔中穿过。

3）锚杆支护附件

图4 梯子梁加工图

采用Φ15mm圆钢，长2 070mm制作H型钢梁。长筋内间距35mm，锚杆限位孔两侧再加双短筋焊接，两个限位孔间增加1个短筋以提高强度，配150×150×10mm碟形钢托盘。梯子梁加工，见图4。

4）锚杆锚固方式

采用锚杆端头加长锚固方式，帮部锚杆采用树脂锚固剂K2 350和Z2 350各1支，锚固预紧力不小于60KN。

5）锚索支护

在采空侧煤柱塑性区发展较深时，补打Φ17.8mm的预应力钢绞线锚索，锚索长度为8.0m，外露长度300mm。每根锚索使用3支Z2350锚固剂，采用配套的专用锁具，托盘采用300×300×16mm规格钢板和一块厚度不小于10mm的锚杆托盘。

图5 围岩完整段帮锚杆补强布置图

3.3.2 围岩破碎段控制优化方案

针对破碎段巷道采取锚杆（索）补强和注浆的方法综合治理。

1）锚杆（索）补强。补打锚杆（索）具体方案同

3.3.1 方案。

2）注浆加固控制。注浆加固技术，是基于主动支护原理的一种联合支护方式。巷道围岩破碎严重时，松动范围内裂隙比较发育，在围岩变形尚未稳定时，利用锚杆锚固围岩体同时浆液封堵围岩裂隙，将松散破碎的围岩胶结成整体，改变了围岩的内部松散结构，提高了岩体的内聚力，内摩擦角，见图6。注浆显然可以大大提高巷道稳定性，扩大锚杆的使用范围。

图6 莫尔强度准则表示的注浆前后岩体强度变化

F6103工作面辅助运输巷经采动压力变化影响后，煤体原本较发育的纵向裂隙更加发育密集，围岩破碎程度加剧，可锚性更差，常造成锚杆锚固力低或失效，造成安全隐患。采用注浆加固技术，进行人工干预，改变F6103辅助运输巷围岩的松散结构，提高煤层及围岩粘结力和内摩擦角，封闭裂隙，提高强度，形成新的承载结构，提高承载能力。煤体和围岩注浆后整体性变好，强化了锚杆的依托基础，通过锚杆的预紧应力，提高锚杆的锚固力，有效阻止巷道的变形破坏，维持巷道长期稳定［6-8］。

4 围岩控制优化效果

F6103工作面辅运巷围岩控制优化措施实施后，经过几个月的观测，控制效果明显，见图7。

图7 原、新支护方案段巷道变形量对比图

5 结论

通过对不连沟煤矿F6103工作面辅助运输巷围岩完整段和破碎段进行分段优化支护和注浆加固的控制技术措施，达到了有效控制巷道的过度变形和破坏的目的，工程实施的效果显示巷道稳定性良好，达到了预期的围岩控制目标，保证了矿井的安全生产［9］。

［1］陈登红，华心祝，李英明.复杂条件下回采巷道围岩控制综合技术［J］.煤炭科学技术，2010（12）：14-21.

［2］高路，吴德儒.综放面沿空巷道围岩控制［J］.矿山压力与顶板管理.2001（02）：52-87.

［3］任前程，华心祝，陈登红，等.深井大采高综放工作面围岩巷道变形研究［J］.山西焦煤科技.2011（12）：45-50.

［4］胡国伟，靳钟铭.大采高综采工作面矿压观测及其显现规律研究［J］.太原理工大学学报，2006，37（6）：127-130.

［5］赵阳升.承压水上采煤理论与技术［M］.北京：煤炭工业出版社，2004.

［6］窦红平.综放工作面松软破碎煤体防片帮冒顶技术探讨［J］.能源技术与管理；2010（2）：59-61.

［7］陈轶平.综采工作面超前支护支承压力观测与分析［J］.山西大同大学学报：自然科学版，2009，25（3）：63-65.

［8］钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2003.

［9］曾正良.巷道变形破坏的因素及控制方法［J］.煤炭技术，2008（4）：141-143.

〔责任编辑 石白云〕

Surrounding Rock Control Optimization Analysis for Auxiliary Transportation Roadway of Working Face in Bu Lian-gou Coal Mine

XU Qing-yun1，LIU Lei-lei2
（1.School of Coal Engineering，Shanxi Datong University，Datong Shanxi，037003；2.Bu Liangou Coal Company of Mengtai，Erdos Inner Mongolia，010300）

Unreasonable roadway support design will directly affect the surrounding rock controlling effect.Based on vertical fracture development of coal body，broken side wall surrounding rock and other serious problems of auxiliary transportation roadway for the working face in Bu Lian-gou coalmine，the working face roadway maintenance status and rock specimen test result were analyzed in this paper.The optimization control scheme had been put forward to strengthen the support strength and reinforcement of broken rock mass as the goal to improve the stability of surrounding rock and solve the deformation instability problem.

roadway surrounding rock；support form；control；optimization scheme

R392.12

A

1674-0874（2012）05-0061-04

2012-08-06

徐青云（1976-），男，河北成安人，硕士，讲师，研究方向：煤炭开采与矿井安全。