深井特厚煤层沿空掘巷围岩控制技术优化研究

黄祖军，谢益盛

(淮北矿业(集团)有限责任公司 朱仙庄煤矿， 安徽 宿州 234111)

1 工程概况

安徽皖北煤田某矿主采8#和10#煤层，矿井Ⅱ836工作面位于Ⅱ3采区四区段，上邻近Ⅱ834工作面采空区，下邻Ⅱ838工作面(尚未准备)。工作面走向长534 m，倾斜长为164.3 m，煤层倾角为13°～23°，煤层厚度8.2～12.2 m，平均厚度为10.2 m，煤层节理裂隙发育，工作面区域煤层顶板岩层为粉砂岩和中粒砂岩，底板岩层为泥岩和细粒砂岩。

Ⅱ836风巷主要为工作面提供回风和行人需要，巷道沿8#煤层底板掘进，其与上区段采空区间的净煤柱宽度为5.5 m，设计断面为三心拱形，断面尺寸为净宽4.8 m×净高3.5 m，巷内原有支护采用36U型棚+锁腿、锁梁锚索+煤柱帮注浆(水泥浆)的支护方案，具体支护方式见图1.

Ⅱ836风巷采用原有支护方案掘进期间，巷道内每间隔30～50 m布置一组围岩变形监测点，监测断面滞后迎头200 m范围内，2 d观测一次；监测断面滞后迎头200 m后，7 d观测一次。根据2020年1月30日—2020年5月10日的观测结果得出围岩变形曲线，见图2.
图中无点段为该时间段由于现场施工未进行现场观测。分析图2可知，在现有支护方案下，巷道掘出2个月后顶底板及两帮移近量已分别达到365 mm和211 mm，且围岩仍在继续变形，难以满足后期工作面回采需要，故需对现有支护方案进行优化，确保巷道围岩的稳定。

2 多圈层联合支护技术

2.1 支护现状分析

目前巷道支护采用被动与主动相结合的支护方式，被动支护为36U钢棚，主动支护为锚索梁、锁腿梁及沿空侧注浆，巷道沿煤层底板进行掘进作业，巷道上方为厚煤顶，煤顶平均厚度为6.7 m，且8#煤层为松软煤层，沿空巷道掘进后，围岩在掘进动压影响下，应力重新分布，巷道围岩在上区段和本区段采掘动压扰动下围岩塑性区发育范围大。II836风巷顶板采用5道锚索梁支护，5道锚索梁均锚固在直接顶粉砂岩内，即锚索梁起到悬吊作用，形成悬吊拱，而浅部破碎围岩并未有任何主动方式将其组合在一起，使组合梁与锚索形成拱梁耦合支护。巷道顶板浅部围岩变形能量基本均通过被动支护(36U钢棚)进行释放，这是导致巷道顶板下沉量大的主要原因。

图1 II836风巷现有支护断面图

图2 原有支护下围岩变形曲线图

Ⅱ836风巷掘进期间两帮均采用锁腿梁加固，锁腿梁由3.1 m锚索与锁梁组成，巷道沿空侧采用喷浆封闭+注浆加固的方案；由于巷道两帮为松软煤体，锚索在煤体内的锚固效果差，锚索预紧力难以施加，且由于煤柱仅为5.5 m，巷道掘进期间煤柱基本处于塑性状态，将锚索锚固在沿空侧煤柱内，起不到主动支护效果。另外现场施工时，沿空侧注浆采用水泥浆，水泥浆由于扩散性差，在煤体内难以有效扩散，且注浆钻孔布置存在一定问题。上述问题导致II836风巷掘进期间两帮变形量大。

2.2 多圈层支护技术

针对II836风巷支护现状分析及现有支护下的围岩变形数据，结合众多特厚煤层支护理论[1-4]，确定采用多圈层支护技术。该支护技术针对巷道顶板现有主动支护方式单一，浅部破碎围岩基本无主动支护的问题，提出了利用等排距的锚杆索构建巷道顶板多承载圈的技术思路。一排锚杆和一排锚索间隔布置，相邻锚杆和锚索之间的排距相同，从而充分发挥锚杆和锚索各自的支护能力，避免高预拉力锚索对锚杆造成干扰。同时，锚杆和锚索在巷道顶板2.6 m、8.2 m的层位上分别形成了“浅部基础层”和“深部强化层”。巷道围岩外部采用U型钢支护作为外部承载壳，进而巷道整体支护形成“外部承载壳+浅部承载层+深部锚固层”的多圈层支护，具体支护方案见图3.

图3 巷道围岩多圈层高效支护示意图

巷道浅部围岩采用大锚杆技术，即锚杆以高预紧长锚固技术为基础，确保锚杆锚固在塑性圈或弹性圈内，通过锚杆支护形成高预紧力、厚锚固层的连续梁，具体锚杆支护原理如下：

新型大加固圈：在进行锚杆支护时，尽可能将锚杆锚固在相对稳定的圈层内，以提升其主动支护效果，实现提升围岩自身承载力的目的，加大承载圈的强度和厚度，抵抗应力扰动,具体支护原理见图4. 传统小加固圈支护密度高，但承载层薄，支护效率低，常有安全隐患，新型大加固圈虽然支护密度低，但承载层厚，支护效率高，安全可靠。

图4 新型大加固圈支护原理图

高强厚承载圈支护技术以高预紧长锚固技术为基础[5-8]，高预紧长锚固技术可以形成高预紧力、厚锚固层的连续梁，以限制浅部围岩的变形。

2.3 多圈层支护效果模拟

为了解多圈层支护技术实施效果，以Ⅱ836风巷为工程背景，利用FLAC3D数值模拟软件对巷道仅采用锚杆支护和采用锚杆+锚索多圈层两种支护方式时的效果进行对比分析，两种支护方案下围岩预应力场分布见图5.

图5 不同支护方案下预应力场分布图

由图5可知，当巷道单纯使用锚杆支护时，浅部围岩内形成的压应力为0.14 MPa，当采用多圈层支护时，浅部围岩压应力提高为0.22 MPa，提升57.14%；从图中能够看出锚索锚固效应大幅改善了深部围岩的应力状态。综合上述分析可知，巷道围岩采用多圈层支护时，巷道顶板稳定性显著提升，围岩应力状态得到优化，有利于沿空巷道围岩稳定。

3 支护优化方案及模拟验证

3.1 支护优化方案

根据Ⅱ836风巷地质赋存条件，结合上述支护现状分析可知，现有支护中存在的主要问题为顶板浅部围岩无主动支护、帮部锚索锚固效果差，根据多圈层支护技术原理，确定支护优化方案如下：

1) 外部承载壳。巷道外部采用36U型棚支护，U型钢棚为三心拱棚(四节棚)，棚距600 mm，全断面采用双抗网+金属网+铁背板进行腰背，铁背板间距为300 mm，金属网联网时应扣扣相联。

2) 锁腿、锚索梁。巷道顶部布置5排锁梁，每道锁梁由2根锚杆+1根锚索+1道锁梁组成，锚杆参数d22 mm×2 600 mm，排距为2 200 mm，锚索采用YMS22/9.3-1860型钢绞线锚索，排距为2 200 mm，锁梁采用废旧U型钢加工，锁梁长度为2 500 mm，每根锁梁在两端和中部分别开口，两端开孔用于锚杆支护，中部开孔用于锚索支护，即2根锚杆+中部1根锚索形成一个支护排距。巷道帮部布置两排锁腿梁，第一道锁腿梁在距离底板500 mm处布置，采用YMS22/3.1-1860型钢绞线锚索支护，第二道锁腿在距离底板1 500 mm处布置，采用d22 mm×2 600 mm的高强螺纹钢锚杆支护，两道锁腿梁排距均为1 200 mm. 巷道锁梁、锁腿的锚索预紧力不小于30 kN，锚杆预紧扭矩不小于200 N·m.

3) 煤柱帮注浆。布置2排注浆锚杆，间距1 500 mm，排距1 800 mm，优化注浆材料为水泥+外加剂，配比比例为水∶(425#普通硅酸盐水泥+外加剂)=0.5∶(0.85+0.15)，外加剂的主要作用为细化水泥水化后的颗粒，利于水泥浆在煤体内的扩散，

注浆管采用d25 mm×2 500 mm的注浆花管，第一排注浆花管布置在距底板300 mm的位置处，注浆孔间排距1 500 mm×1 800 mm，煤柱帮喷浆喷砼强度为C20，厚度为100 mm，喷浆结束后即可进行注浆作业。采用两循环实施注浆，每循环排距为3 600 mm，终孔注浆压力为2～3 MPa.

Ⅱ836风巷优化后支护方案见图6.

3.2 模拟验证

为分析Ⅱ836风巷支护优化方案的可行性，采用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型，模型长180 m×宽100 m×高37.5 m，固定模型底边垂直及两侧边的水平位移，设置模型侧压系数为1.2，为方便研究，将II836风巷三心拱形断面，简化为半圆拱形，断面尺寸相同[9-10]，数值模型力学模型图见图7.

根据8#煤层顶底板岩石力学报告及陷落柱内充填物的具体情况，确定模型中各岩层的力学参数见表1.

基于模拟结果，得出采用优化方案后巷道掘进期间围岩变形曲线，见图8.

图6 优化后支护断面示意图

图7 数值模拟力学模型图

图8 模拟围岩变形曲线图

表1 8#煤层顶底板岩层物理力学参数表

分析图8可知，巷道采用多圈层支护优化方案后，掘进期间顶板下沉量和底板鼓起量分别为0.111 m和0.052 mm，实体煤帮和煤柱帮移近量分别为0.05 mm和0.056 mm，围岩变形量相较于原支护方案大幅下降。据此可知，优化后多圈层支护方案能够保障围岩稳定性。

4 结 论

1) Ⅱ836风巷原有支护方案下围岩变形量大的主要原因为：顶板浅部破碎围岩无主动支护，两帮锚索锚固在煤体内锚固效果差，沿空侧注浆材料选用不合理。

2) 多圈层支护技术通过“外部承载壳+浅部承载层+深部锚固层”的组合支护来保障巷道围岩的稳定，巷道采用多圈层支护时，顶板稳定性显著提升，围岩应力状态得到优化，有利于沿空巷道围岩稳定。

3) 根据Ⅱ836风巷原支护存在的问题及多圈层支护技术，设计优化为：36U型钢棚(棚距600 mm)+顶部5道锁梁(2根锚杆+1根锚索+1根锁梁为一组，排距2 200 mm)+帮部两道锁腿(底角采用锚索锁腿，巷帮采用锚杆锁棚，排距1 500 mm)的多圈层支护方案。数值模拟验证可知，巷道采用多圈层支护技术后，围岩变形量大幅降低，支护方案能够保障围岩稳定。