采动条件下巷道支护方案优化与效果

王育丰

（山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿，山西 长治 046102）

软岩巷道在遇水及采动条件下易发生塑性变形，造成围岩强度下降，变形速率加快，支护难度增大，甚至造成支护设施失效。实际生产中，由于支护方案设计不合理或支护强度无法满足实际需求，造成巷道多次翻修的状况，增加巷道支护成本，影响矿井安全生产和提质增效［1-2］。

张文龙［3］等人针对深部软岩巷道支护困难，分别使用巷道开挖和锚注方式进行围岩变形控制。朱海峰［4］等人利用数值模拟等方法对采动条件下沿空巷道进行围岩控制分析。李鹏举［5］等人基于围岩松动圈理论，采用锚注的方法对采动巷道进行围岩控制。佟洪广［6］采用数值模拟结合多次补强支护的方式进行巷道围岩变形控制。张志军［7］等人利用数值模拟方式进行巷道支护参数确定，并进行现场工业性试验验证围岩控制效果。上述巷道围岩控制技术，成本较高，不适用快速支护。本文类比2106 工作面回风巷，预先针对采动条件下的2107 工作面回风巷支护方案进行优化设计，提高巷道围岩的稳定性。

1 工程概况

常村矿2107 工作面开采3#煤层，该煤层位于山西组的中、下部，煤层赋存稳定，煤层均厚6.04 m，煤层倾角近水平，煤体容重1.4 t/m3，煤层普氏硬度0.5，埋藏深度为453.2～517.7 m 之间。煤层顶底板岩性见表1。开采同一煤层的2106 工作面为2107 工作面相邻工作面，当前已回采结束，其中2106 工作面回风巷在采动影响下变形剧烈。

表1 3#煤层顶底板岩性

2106 工作面回风巷断面为矩形，断面尺寸5.1 m×3.3 m （宽×高），巷道沿3#煤层底部掘进，采用锚网支护+ 顶部锚索支护，具体支护断面见图1。锚杆长2.4 m，间排距800 mm×1 000 mm，采用Φ20 mm×2 400 mm 螺纹钢锚杆；顶部采用3 根Φ18.9 mm×6 300 mm 预应力锚索，长度6.2 m，间排距1 850 mm×1 000 mm。2106 工作面回风巷在工作面回采期间，顶底板最大移近量约1 070 mm，两帮最大移近量约1 100 mm，为保证工作面正常生产，回采期间，对2106 回风巷变形严重段，采取表面破碎围岩剥离、双抬棚+ 锚网支护方式加固等措施，局部维修两次以上，但仍未能有效改善围岩变形状况。

图1 2106 工作面回风巷支护断面

2 2106 面回风巷变形原因分析

1）由表1 岩性特征可知，2106 工作面回风巷直接顶和直接底均为泥岩，硬度较低，内部裂隙发育。巷道两帮为3#煤，硬度系数0.5，因此巷道具有明显的“三软”特征，稳定性差，在矿压作用下极易发生塑性变形，导致支护设施失稳。

2）分析图1 可知，锚杆锚固端位于砂质泥岩，锚索锚固端位于砂质泥岩与粉砂岩交界处，两种锚固方式均未锚固于稳定岩层中，巷道支护方式无法满足巷道围岩稳定的要求。

3）2106 工作面回风巷采动影响主要分为掘进影响阶段和回采影响阶段，在采动应力影响下，锚杆多发生剪切错段破坏，锚索超过极限抗拉强度而发生拉断破坏。两个阶段巷道最大变形速率见表2。在掘进阶段巷道顶底板移近量和两帮移近量相差不大，在回采阶段，顶底板移近量较两帮移近量增大明显，且巷道变形速率均为掘进阶段的3～4 倍。

表2 2106 工作面回风巷掘进阶段和回采阶段最大变形速率

3 2107 工作面巷道支护方案优化

基于2106 工作面支护方案无法实现回风巷围岩的有效控制，本文拟优化2107 工作面回风巷支护方案设计，具体如下：

1）改变支护材质、参数。类比2106 面回风巷锚杆（索）破坏状况，增大2107 工作面巷道支护设施直径及长度。直径增大后可以提高锚杆（索）的抗拉和抗剪强度，提高锚固体整体强度；长度加长后可以将锚索锚固段固定于巷道深部稳定岩层，提高锚索承载能力。其中锚杆直径由20 mm 变为22 mm，长度不变，锚索直径由18.9 mm 变为22 mm，长度由6.3 m 变为7.3 m。

2）全断面加强支护。类比2106 工作面回风巷对巷道顶底角位置支护不足状况，2107 工作面巷道支护采取以下措施：①锚网支护：采用8 号菱形金属网+Φ22 mm×2 400 mm 的NMG-2224 锚杆+双钢筋托梁（Φ16 mm×4 600 mm×860 mm×120 mm），锚杆间排距900 mm×1 000 mm，其中顶板近顶角处锚杆由竖直方向向两侧偏转20°，帮部近顶角处锚杆由水平方向向上偏转10°。帮部近底角处锚杆向下偏转10°。上述措施保证巷道顶底角位置能够得到有效支护；②锚索补强支护：巷道顶板采用5 根Φ22 mm×7 300 mm 预应力锚索补强支护，中部3 根锚索间排距1 000 mm×1 000 mm，两侧锚索间排距500 mm×1 000 mm；巷道两帮采用3 根Φ22 mm×2 400 mm 强力锚杆支护，锚索间排距1 300 mm×1 000 mm，近顶侧锚索向上偏转10°，近底侧锚索向下偏转10°。顶部锚索张拉力不小于30 MPa。具体布置见图2。

图2 2107 工作面回风巷支护布置

4 应用效果分析

沿2107 工作面回风巷每10 m 设置1 处测站，监测巷道围岩变形量，观频为每天1 次。监测结果见图3、图4，选择距工作面220 m 位置测站为数据分析站，并作为临界固定点，该处测站能及时观测采动前后巷道围岩变化，当工作面未推进到220 m 位置时状态为工作面以外，当工作面推过220 m 位置后为工作面以内，具体布置见图5。

图3 2107 工作面以外回风巷围岩变形情况

图4 2107 工作面以内回风巷围岩变形量

图5 2107 工作面数据分析站布置

分析图3、表3 可知，当距工作面由远及近时，巷道围岩变形量逐渐增大，在工作面位置达到最大，其中巷道顶板最大变形量35 mm，最大变形速率4.5 mm/d，底板最大变形量192 mm，最大变形速率23.4 mm/d，实体煤帮最大变形量42 mm，最大变形速率4.3 mm/d，煤柱帮最大变形量57.2 mm，最大变形速率7.5 mm/d。在距工作面85 m 位置处巷道未发生明显变形，最大变形速率趋近于0 mm/d。

分析表3、图4 可知，当距工作面30～70 m范围内，巷道变形量逐渐增大，在70 m 位置，巷道围岩变形达到最大，其中顶板最大变形量104 mm。底板最大变形量325 mm，煤柱帮最大变形量130 mm，实体煤帮最大变形量96 mm。围岩变形速率70 m前后到达峰值。在70～100 m 范围内，巷道围岩变形逐渐趋于稳定，并在100 m 后完全稳定，围岩变形速率也趋于0 mm/d。因为工作面后方30～70 m范围为基本顶破断范围，基本顶破断后，巷道围岩受矿压影响逐渐减小，并逐渐趋于稳定，在基本顶破断稳定后，巷道围岩变形趋于稳定。上述变形具体见表3。

表3 2107 工作面回风巷道围岩最大变形量

5 结论

本文对2106 工作面回风巷变形原因及失稳特征进行分析，然后对2107 工作面回风巷道支护方案优化设计，强化支护强度。现场观测结果表明，通过采动条件下巷道围岩变形观测，采用优化方案支护的巷道变形在允许范围内，巷道围岩得到有效控制，保证了巷道的安全使用。