大断面静压煤层大巷支护优化研究

汤林虎

（山西霍尔辛赫煤业有限责任公司，山西 长治 046600）

近年来，煤层巷道围岩控制问题成为影响煤矿安全生产的井工煤矿开采的重要因素之一[1]。由于开拓大巷承担任务重、使用时间长，故大巷围岩控制尤为重要[2]。但由于煤层强度普遍较弱，若回采工作面超前支承压力影响范围波及大巷，则大巷围岩控制难度增加[3]。我国众多煤炭科研学者针对这一问题，进行了深入研究。徐青云[4]针对陈四楼矿运输大巷破碎围岩控制问题，采用数值模拟与理论计算结合的方法，运用传统“锚索网喷”联合支护形式，以增加支护强度为主要方向，对巷道支护形式进行了重新优化，并成功进行了现场运用。史静[5]以淮北矿区某矿南翼运输大巷支护问题为背景，采用ABAQUS数值模拟方法，对工作面超前支承压力影响下的巷道失稳机理进行了研究，并提出了新的支护方案，现场实测效果较好。同时，由于矿井生产工程地质条件变化较大，必须结合矿井甚至某条巷道的具体条件具体分析，提出合理安全经济的巷道支护方案。

本文依托霍尔辛赫煤矿西回风大巷工程实际，对大巷附近回采工作面超前支承压力影响范围进行了分析；同时采用秦巴列维奇理论对巷道围岩最大破坏深度进行计算，设计了巷道支护参数，在巷道掘进完成后，巷道围岩稳定、巷道表面位移得到了有效控制。

1 工程概况

霍尔辛赫煤矿西回风大巷东侧为西郭村，西侧为泊里村，南侧为鲍庄村和长子-长治的一级路，北侧为陈家庄村,工作面上部除农作物外，还有西郭村砖厂、养殖场等小型建筑物。村庄均都在保护煤柱线内，回采对其无影响。西回风大巷西侧为3305运输顺槽、南侧为3303回采工作面(正在回采)、北侧为西主运集中巷、东侧为矿井的四条主要大巷。设计长度359.7m，西回风大巷保护煤柱30m，巷道在3#煤层中掘进，3#煤层煤质为黑色，块状，细条带状结构，中下部夹薄层泥岩，岩性为炭质泥岩，煤层厚度为5.5～5.7m平均5.6m，煤层倾角2°～10°平均6°，煤层硬度0.3～1，煤层层理为中等发育，煤层节理为中等发育，大巷掘进范围平均埋深450m，巷道顶底板厚度与岩性见表1。由根据三维地震勘探结果可知，西回风大巷掘进范围内地质条件与水文地质情况简单。

表1 煤层顶底板特性表

西回风大巷巷道设计断面为矩形，设计毛断面为（宽）5.5×（高）5.6m，净断面为（宽）5.2×（高）5.2m，掘进时大巷沿底掘进，采用全断面一次掘进方法，主要担负西翼采区各个工作面的乏风排出任务。

2 工作面超前支承压力影响范围

工作面回采超前支承压力是影响大巷稳定的主要原因，所以要对工作面超前支承压力影响范围进行预测，防止工作面采动对于大巷围岩稳定性产影响。本文以正在回采的3303工作面对西回风大巷的影响为主要研究对象。依据我国华北地区长期实践，超前支承压力峰值见式（1）[6]，假设工作面前方煤体为各向同性的弹性体，则工作面超前支承压力的分布公式见式（2）、（3）、（4）[7]，超前支承压力分布见图 1。

式中：σmax为超前支承压力峰值，MPa；K为应力集中系数，取3；H为工作面最大埋深，450m；γ为上覆岩层平均容重，24.5kN/m3；σ为超前支承压力值，MPa；N0为煤体自承能力，MPa；C为煤层单轴抗压强度，7.2MPa；φ为煤层内摩擦角，实验室测量为29°36′；ξ为煤层三轴压力系数；f为煤层普氏系数，取0.7；x为超前支承压力值距煤壁距离，m；m为工作面采高，5.6m；

由于煤体主要破坏为压裂破坏，故认为只要超前应力到达了抗压强度较低的煤体的单轴抗压强度，则煤体完全破坏，失去承载能力。

代入数据，由式（1）可知，工作面超前支承压力峰值为 33.075MPa，将该值代入式（2）、（3）、（4）可知，3303工作面超前支承压力峰值位于工作面前方6.5m处。带入工作面原岩应力值，计算公式见式（5）。

带入式（2）、（3）、（4）可知，超前支承压力在工作面前方25m，恢复到原岩应力值。故回采工作面超前支承压力的影响范围为工作面前方25m，现有大巷保护煤柱为30m，可以判定，回采工作面超前支承压力对巷道围岩稳定性没有任何影响。西回风大巷为典型的静压巷道。

图1 工作面超前支承压力分布

3 破碎围岩巷道破坏特征

由上文可知西回风大巷为静压巷道，则巷道在无支护强度下的最大破坏深度，为巷道的所需控制的最大塑性区宽度。结合上文可知巷道沿煤层底板掘进，毛高为5.6m，却巷道顶部为厚度为3.55m的泥岩，综合可知巷道围岩较为软弱，自承能力较差，在受到地应力作用后，极易处于散体状态，呈现自然“拱”状垮落，此时应当使用“秦巴列维奇”理论对巷道在无支护条件下的最大破坏深度进行计算[8]，见图2。

图2 秦巴列维奇理论力学模型图

由图2可知，井下巷道受到三个方向上的载荷，分别为巷道顶板、巷道两帮。在巷道顶板方向，巷道受到铅直载荷，由于顶板强度较弱，依据“秦巴列维奇”理论可知，顶板呈现“拱”状破坏；在巷道两帮方向，巷道受到垂直于巷帮，方向向巷道内部的载荷，巷道两帮呈现三角形破坏，且随着两帮高度的增高，破坏深度逐渐增大。两帮最大破坏深度b与巷道顶板最大破坏深度h计算见下式。

巷道两帮最大破坏深度b可根据式（1）、（2）计算[8]。

式中：H为巷道掘进高度，取5.6m；θ为煤自然塌陷角，°；φ为煤内摩擦角，取28°；

巷道顶板最大冒落高度h可根据式（3）计算[8]。

式中：a为巷道掘进宽度，取5.5m；RC为顶板泥岩单轴抗压强度，取12.2MPa；

带入公式可得，巷道两帮最大破坏深度b为3.36m，巷道顶板最大冒落高度h为5.01m。

4 巷道优化支护形式及效果

4.1 巷道支护参数设计

考虑上述理论计算中的两帮深度为3.36m以及顶板破坏深度为5.01m，单纯采用普通的“顶板锚杆+顶板锚索+两帮锚杆”联合支护措施，已经不能满足巷道支护强度要求，故考虑“顶板锚杆+顶板锚索+两帮锚杆+两帮锚索”的全断面强化支护形式。设计支护参数见表2。巷道支护断面图见图3。

表2 巷道优化支护参数

图3 巷道支护断面图

4.2 巷道支护效果监测

巷道掘进完成后，为有效对巷道支护体的支护作用进行直观检测，同时对围岩内部裂隙发育情况进行分析，对西回风大巷进行了井下原位专控窥视，见图4；对巷道表面位移进行了连续监测见图5。

图4 巷道表面0～2m钻孔窥视结果

图5 巷道表面位移随时间变化图

结合图4，巷道表面0～2m钻孔窥视结果图可知在西回风大巷表面0～2m范围之内，强度较弱的泥岩顶板内部岩层完整、无明显裂隙扩展以及无岩层错动，可见“顶板锚杆+顶板锚索+两帮锚杆+两帮锚索”的全断面强化支护形式为巷道提供了较大的支护强度，保证了西回风大巷围岩的稳定性。

结合图5，巷道表面位移随时间变化图可知，西回风大巷表面位移在巷道掘进完成22天时，巷道顶底板移近量与巷道两帮移近量到达最大值，分别为35.7mm、79.2mm。巷道表面位移量较小，处于安全范围之内。在巷道掘进22天后，巷道表面位移变化趋于平缓，可见此时巷道围岩与巷道支护体共同形成了巷道的稳定支护体，说明“顶板锚杆+顶板锚索+两帮锚杆+两帮锚索”的全断面强化支护形式对西回风大巷巷道围岩稳定起到了有效的保护效果。

5 结 语

1）回采工作面超前支承压力扰动范围为25m小于大巷保护煤柱30m，可知霍尔辛赫煤矿西回风大巷不受工作面采动影响，为典型静压巷道。

2）同时采用秦巴列维奇理论，结合西回风大巷围岩地质条件对巷道围岩最大破坏深度进行计算，确定两帮最大片帮深度为3.36m，顶板最大冒落高度为5.01m。

3）提出了“顶板锚杆+顶板锚索+两帮锚杆+两帮锚索”的全断面强化支护形式，设计了巷道支护参数，现场实测表明，巷道表面0～2m围岩稳定，西回风大巷表面位移在掘进完成后的22天达到最大值，顶底板最大移近量为35.7mm；两帮移近量最大为79.2mm。可见该支护形式保证了西回风大巷围岩的稳定性。