煤矿井下复杂顶板巷道支护工艺研究与应用

郝 宏 伟

（山西煤炭运销集团簸箕掌煤业有限责任公司，山西 大同037000）

0 引 言

复杂地质条件下软岩巷道顶板支护技术一直是煤矿井下巷道掘进支护所面临的重点问题之一[1]。新村煤业现主采的3#煤层，煤层直接顶和直接底均为泥岩，其中直接顶岩层厚度平均4.9m，最岩层厚度达到8.8m，因直接顶泥岩层较厚，巷道掘进期间采用锚网索支护时经常出现锚固力达不到要求，支护效果非常差。以13111 工作面回风巷为例，在巷道施工2～3个月后，巷道顶板出现了严重破碎变形，局部甚至出现了顶板离层、垮落现象。为解决巷道支护难题，现从理论研究、取样分析、现场测试等方面进行研究，在此研究的基础上对巷道支护工艺进行优化改进，经现场实测情况观察，取得的效果比较好，具有很大的推广应用价值。

1 工程概况

1.1 煤层赋存特征

13111 工作面位于新村煤业13 采区东翼，其掘进的回风顺槽北部为13111 上底抽巷，南邻已回采结束的13091 工作面，西部为23 采区轨道下山，东部为边界保护煤柱。13111 回风顺槽沿煤层底板掘进，设计断面为矩形断面，巷道净宽4.2m，净高2.8m，设计走向长1 560m，该巷道主要用于13111 工作面回风、运料及行人等。工作面埋深+439.7～+475.9m，平均457.3m，煤层赋存厚度2.5～4.8m，平均3.6m，煤层倾角5°～12°，平均8°。掘进区域煤层疏松，属于典型的松软不稳定煤层，煤层呈黑色，块状、粉末状、鳞片状，具玻璃光泽，半亮型煤。煤层变异指数60.7%，煤层可采性指数为1，煤层内夹矸为泥岩，煤层结构稳定性较差（煤层顶底板岩性见表1）。

表1 13111 工作面煤层顶底板岩性情况表

1.2 水文地质特征

通过对煤层顶底板含水层赋水性、临近老空区积水、断层水、钻孔水、地表水等地质情况勘察和分析，13111 掘进工作面水文地质条件为中等型，工作面受顶板水、底板水、老空水、封孔不良钻孔水影响较小，不受断层水、地表水、陷落柱水影响。

1.3 巷道支护情况

13111 掘进巷道采用锚杆索、锚网、钢筋梯子梁进行联合支护，顶部锚杆采用规格为Ф20mm×2 000mm 高强度锚杆，锚杆间排距为800 mm×900mm。巷道顶部锚索呈“2-2”布置，间排距1 600 mm×1 000mm，锚索采用Ф18.9mm×5 200mm 钢绞线。巷道帮部锚杆采用规格为Ф20mm×2 000mm 高强度锚杆，锚杆间排距为900mm×900mm。

1.4 巷道围岩变化情况

根据现场观测和调研发现，13111 掘进工作面在采取原支护方式时，在掘进2～3 个月以后，巷道顶部岩层开始产生裂隙，出现顶板离层、破碎、脱落等矿压显现显现，严重时还会出现锚杆、锚索断裂、脱落，顶板大面积下沉、垮落现象，给井下掘进作业带来重大安全隐患。

2 顶板岩性特征分析

13111 掘进工作面直接顶板为泥岩，通过利用X射线衍射图谱对顶板岩石特征进行分析可知，该矿井顶板泥岩结构成分中，石英石、高岭石等矿物成分占比较大，如图1 所示。

图1 巷道顶板泥岩试样X 射线衍射图谱

为试验顶板泥岩遇水和风化作用后变化特征，选取顶板泥岩试样进行试验，通过连续充水-风干4 个循环的破坏作用，产生了如图2 所示的崩解过程。图2（a）为顶板泥岩的初始状态，在经过2 个循环的充水-风干作用以后，岩石结构开始发生了如图2（b）所示的变化，开始出现破裂、脱落现象；在经过3 个循环的破坏作用后，将近有一半的岩层出现全部崩裂离体现象，如图2（c）；在经过第4 个循环的作用之后，整个岩石试样全部出现破碎、崩裂现象，如图2（d）所示。

图3 为使用电镜图扫描顶板泥岩试样产生的图像，由图3 中可以看出，高岭石、绿脱石和伊利石在泥岩中所占成分最多，它们之间相互穿插、毫无规则的堆积和分布，整个岩石结构体已经没有一定的定向性，且其中产生了明显的裂隙。

图2 顶板泥岩试样破坏变化过程

图3 岩石泥岩电镜扫描图

通过以上研究分析，13111 掘进巷道顶板岩层中高岭石、石英石等黏土类矿物质含量较大，该类矿物质易吸水，且吸水后极易出现膨胀变形，对泥岩内部结构产生裂隙发育。当巷道掘进施工后，巷道围岩受掘进破坏影响造成应力重新分布，导致巷道顶板泥岩内部结构产生的裂隙增多，并发生扩展、贯通，从宏观上显示为泥岩内部产生明显裂隙。

3 巷道支护优化

由以上分析研究可知，巷道整体结构发生失稳主要原因是由于巷道顶部泥岩层的不稳定性造成的[2]，顶板泥岩层的松软、易破碎的特性造成锚网支护时巷道顶板锚杆性较差，巷道围岩结构强度弱，抗拉能力差，同时因泥岩层吸水性强，且遇水发生膨胀变形，因此出现了巷道支护体失效，巷道出现破坏变形现象[3-4]，急需对原巷道支护方式进行优化以控制巷道围岩变形，保证安全生产。

3.1 巷道断面设计优化

对原巷道设计断面尺寸4 200mm×2 800mm 进行优化调整为4 400mm×3 000mm，即将原巷道两帮各刷宽100mm，巷道高度增加200mm，从而为巷道掘进后喷浆预留出足够的空间。同时，由于3#煤层巷道顶板还存在400～600mm 厚的伪顶，其极为破碎，掘进支护过程中极难控制，而且巷道直接底板也是泥岩层，其也具有遇水膨胀、裂隙发育明显等特征，因此，将原设计巷道沿底掘进改为破伪顶和破底板岩层进行施工。

3.2 巷道顶板支护参数优化

1）喷浆护表。为防止巷道掘进岩层裸露后风化侵蚀变形，采取在巷道掘进后滞后迎头15～20m 对巷道顶部和帮部岩层表面喷射混泥土进行封闭保护，喷浆厚度要求巷道顶部50mm，帮部上方200mm，中间及下部50mm。

2）支护体优化。采取增加锚杆直径和增长锚索长度的方式增加巷道整体支护强度。采用Ф22mm×2 400mm 左旋无纵筋锚杆代替原 Ф20mm×2 000mm 高强度锚杆。同时为加强巷道帮角处围岩控制，将巷道两帮肩窝处的锚杆角度均倾斜25°。将巷道顶部原采用的Ф18.9mm×5 200mm 锚索更换成Ф18.9mm×7 200mm 的锚索进行支护，巷道顶部两边的锚索角度由垂直方向更改为向左右两帮倾斜20°布置。将原采用的铁丝网更换为Ф6.5mm×1 000mm×2 000mm 的钢筋点焊金属网，支护体优化后支护图如图4。

图4 巷道支护设计对比图

4 巷道支护工艺优化效果分析

4.1 试验数值分析

如图5，为13111 掘进巷道采用优化后的支护方案后，巷道围岩破裂变形及所受的剪切力变化过程。由图中可见，在巷道刚开始成形阶段，锚杆和锚索所承载的剪应力成均匀分布，巷道整体变形比较协调，巷道支护体结构比较稳定，对巷道围岩变形能够产生有效控制作用；当压力增大到10MPa 后，巷道两帮顶角开始出现受力变形，产生了一定的裂隙；当压力增大到15MPa 时，巷道顶部锚索对围岩剪应力仍然能够起到承载作用，并能够将巷道围岩上部顶角的塑性变形线切断，从而在巷道顶板上部形成一个对巷道围岩剪应力具有一定承载能力和影响范围的巷道承载体结构。因此，采用优化后的支护设计方案对巷道围岩变形能够起到很好的控制作用。

图5 巷道围岩破裂变形演变过程

4.2 工程实测分析

在13111 上顺槽掘进巷道采用优化后的支护设计方案后，在工作面回采过程中，对上顺槽巷道围岩变化情况进行了现场实测，通过现场实时动态观测情况，绘制如下图6 曲线。

图6 13111 工作面巷道围岩受力变形监测曲线图

由图6 可以看出，在工作面推进过程中，工作面距离测点40m 以外时，巷道顶部和帮部移近量不明显；在工作面距离测点40m 位置时，巷道顶部及帮部围岩移近量开始出现急剧增大现象；当工作面推进至测点位置时，巷道顶板下沉量共计达到375mm，巷道两帮移近量共计达到255mm。由以上观测情况可知，采用优化后的支护设计方案后，巷道围岩移近量未超出规定值，巷道能够满足安全回采需要。同时，通过现场实测和调研发现，工作面巷道整体结构较为稳定，顶板未出现冒顶、垮落现象，巷道返修率大大降低，从而极大提高了矿井回采效率，降低了成本投入。

5 结 语

1）顶板泥岩层结构内富含黏土类矿物质成分，极易遇水发生膨胀变形且裸露表层极易受风化侵蚀，围岩内部结构裂隙发育增大。

2）通过对巷道施工断面、支护参数、支护工艺等进行优化改进，提出了合理的巷道支护设计方案用于控制巷道围岩变形。

3）采用优化后的支护设计方案后，13111 巷道在掘进和回采过程中，巷道围岩变形在可控范围之内，巷道结构整体性较好，确保了工作面安全高效回采。