金能煤业大断面软岩巷道围岩控制技术与应用

董 豪

（霍州煤电集团金能煤业有限公司，山西 忻州 035100）

1 工程地质条件

1.1 工作面概况

金能煤业主采2#煤层，煤层埋深+210～+341 m，煤层厚度0～13.04 m，平均9.8 m，煤层倾角7°～28°，平均12°。煤层顶底板情况见表1。

表1 煤层顶底板结构

目前掘进一采区回风上山，巷道开口标高+1210 m，沿顶掘进，巷道东部设皮带和轨道上山，南部为井田边界。巷道设计断面为矩形，宽5.4 m，高4.3 m，断面积20.8 m2，设计施工长度1306 m。

1.2 围岩地质力学测试

对一采区回风上山围岩地应力进行了测试，得出巷道附近围岩应力场以水平应力为主，其中最大水平应力为7.8 MPa，垂直应力为5.7 MPa，最小水平应力为3.5 MPa。最大水平应力的方向为N57.2° E，与巷道掘进方向的夹角为45°，对巷道围岩的稳定性有一定影响。

1.3 工作面周围的水文地质条件

1）二叠系山西组砂岩裂隙含水层

山西组由砂岩、泥岩及煤层组成，砂岩裂隙含水，含水层主要位于2 号煤层以上，岩性以中细砂岩为主，厚30～50 m，是2 号煤层直接充水含水层。山西组含水层埋藏较深，砂岩裂隙不发育，地下水补给条件差，含水性弱，主要以淋水形式出现。

2）中奥陶统上马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层

静止水位标高+1370～+1410 m，奥灰底板距2#煤层顶板190～390 m，奥陶系灰岩含水较为丰富。岩溶裂隙发育，含水层渗透性及导水强，地下水补给、运移、贮存条件良好，在有构造破坏、采动裂隙及导水陷落柱沟通的情况下，可能对巷道掘进带来威胁。

综上所述，巷道沿煤层顶板掘进，而顶板为泥岩或砂质泥岩，属于软弱岩层，受顶板含水层淋水影响极易变形，加之水平应力的影响，导致围岩变形破坏加重，尤其是顶板表面的围岩变形难以控制。因此，需对原有的支护方案进行优化，保证巷道安全高效掘进。

2 软弱顶板围岩控制机理分析[1-4]

2.1 围岩强度测试

在工作面采集了顶板泥岩试样及煤体试样进行物理力学测试，测试结果见表2。

表2 围岩强度测试结果

由测试结果可知，巷道煤体及泥岩的平均抗压强度分别为10.663 MPa、15.432 MPa，平均抗拉强度分别为0.449 MPa、0.749 MPa，强度均较低，属于软弱围岩。

为分析顶板泥岩不同层位的强度特征，采用钻孔触探法在现场对顶板泥岩层的强度进行了原位测试，测试结果如图1。

图1 顶板泥岩强度测试曲线

由图1 可知，泥岩层的整体强度不高，尤其0～2 m 内的浅部泥岩岩层强度下降明显，抗压强度为14 MPa 左右，2～5 m 范围的深部泥岩层强度在15～18 MPa 之间，因此，需着重加强对顶板浅部及表面围岩的控制。

2.2 锚杆托板对围岩的控制作用

1）建立模型

为分析锚杆托板对围岩的控制作用，采用FLAC3D数值模拟软件，依据一采区回风上山巷道的实际赋存条件建立模型，模型尺寸为：长×宽×高=50 m×50 m×20 m。根据工作面埋深，在模型顶部施加5.1 MPa 的垂直应力以模拟覆岩压力，通过位移边界条件对模型四周和底部进行约束，煤岩体的破坏准则统一采用Mohr－Coulomb 本构模型，煤岩体的物理力学参数按表3 进行赋参。

表3 煤岩体物理力学模拟参数

共设置2 种模拟方案，对比井下常用2 种托板的支护效果。方案一的锚杆托板尺寸为：150 mm×150 mm×10 mm，方案二的锚杆托板尺寸为：250 mm×250 mm×10 mm。模拟时，锚杆预紧力均为50 kN，锚索托板尺寸均为：300 mm×300 mm×14 mm，锚索预紧力均为150 kN。

2）模拟结果分析

图2 为不同锚杆托板尺寸下顶板表面应力分布特征。由图2 可知，锚杆托板尺寸为150 mm×150 mm×10 mm 时，每根锚杆的压应力区呈圆形分布，但范围较小，且彼此不连通，相互独立，而锚索的压应力区与附近锚杆压应力区的叠加范围也较小，对顶板围岩整体的控制效果较差；锚杆托板尺寸为250 mm×250 mm×10 mm 时，每根锚杆的压应力区呈方圆形分布，应力范围明显扩大，且彼此应力连通，并与锚索的压应力区形成了一定的叠加效应，对围岩的控制效果较好。由模拟结果可知，增大锚杆托板的尺寸可以提高锚杆预应力在顶板中的范围，改善支护构件间围岩的受力状态，进而提高整体顶板的稳定性。

图2 不同锚杆托板尺寸下顶板表面应力分布特征

3 软弱顶板围岩支护方案

3.1 锚杆螺纹及扭矩确定

原支护中锚杆尾端为粗压螺纹，螺纹间距为3 mm，为保证锚杆预紧力不低于50 kN，将锚杆尾端改为螺纹间距为1.5 mm 的细牙螺纹。不同螺纹下的锚杆扭矩与预紧力关系转化见表4。

表4 锚杆扭矩与预紧力对照表

由表4 可知，锚杆预紧力随着扭矩的增加呈线性增长，当扭矩达到400 N·m 时，粗牙螺纹的锚杆预紧力为23.62 kN，远小于设计要求，而细牙螺纹的锚杆预紧力达到了54.33 kN，能够满足预紧要求。为便于现场施工，提高支护效率，确定锚杆扭矩不低于400 N·m。

3.2 巷道支护方式

巷道采用“锚杆锚索”联合支护。锚杆选用Φ22 mm×2400 mm 左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆，锚杆尾端为细牙螺纹，杆体屈服强度不低于500 MPa，采用250 mm×250 mm×10 mm 的高强度托板，均垂直于巷道顶板布置，每根2 条树脂锚固剂，顶锚杆“六·六”布置，间排距为1000 mm×1000 mm，帮锚杆“五·五”布置，间排距为900 mm×1000 mm，锚杆预紧扭矩不低于400 N·m。全断面铺金属网，并用14#联网丝双股连接一道，每道不少于3 圈。

锚索选用1×7 股高强度低松弛预应力钢绞线Φ17.8 mm×4300 mm，锚索锁紧力不低于180 kN，间排距2000 mm×2000 mm。锚索选用规格300 mm×300 mm×14 mm 的钢板做为托板。锚索支护紧跟迎头，锚索长度根据顶板岩性而定，确保锚入稳定岩层不小于2.0 m。具体支护设计如图3。

图3 巷道支护断面图（mm）

喷射砼的强度等级为C20，喷厚不低于120 mm，铺底和水沟混凝土强度等级为C15。

4 应用效果分析

为分析评价软弱围岩支护方案的效果，在掘进过程中采用十字布点法对巷道围岩的变形进行监测，监测结果如图4。

图4 掘进期围岩移近量变化曲线

由图4 可知，掘进初期，围岩变形量增长幅度较大，在距掘进端头120 m 后逐渐趋于平稳，其中顶底板的最大移进量为104 mm，两帮的最大移进量为86 mm，均在允许变形范围内，且顶板围岩整体较完整，满足矿井安全高效生产需求。

5 结论

1）通过现场调研及测试得出，金能煤业一采区回风上山掘进面的煤体及顶板泥岩强度较弱，在水平应力及含水层裂隙水的影响下稳定性较差。

2）通过FLAC3D数值模拟软件分析了不同锚杆托板对围岩的控制效果，得出锚杆托板尺寸为250 mm×250 mm×10 mm 时，可有效改善支护构件间的围岩受力状态，进而提高整体顶板的稳定性。

3）锚杆尾端采用细牙螺纹时，在400 N·m 的扭矩下，锚杆预紧力可达到54.33 kN，远高于同扭矩下的粗牙螺纹，能够满足预紧要求。

4）根据模拟结果及现场实际条件对支护方式进行了设计，现场应用结果表明：巷道顶底板的最大移进量为104 mm，两帮的最大移进量为86 mm，取得了良好的控制效果。