王庄煤矿厚煤层掘进巷道围岩变形控制技术

朱志峰

（山西潞安环保能源开发股份有限公司 王庄煤矿，山西 长治 046031）

0 引 言

厚煤层（煤厚≥3.5 m）的资源赋存及产量占我国煤炭总储量及产量的45%左右[1]，是实现大规模机械化开采的主力煤层。厚煤层回采巷道以全煤巷道居多，厚煤层全煤巷道掘进量约占全国矿井巷道掘进总量的40%以上[2]。由于煤体承载能力差、易变形破坏，巷道围岩控制是厚煤层矿井安全生产面临的技术难题。山西潞安集团王庄煤矿9106 外风巷是典型的厚煤层全煤巷道，平均煤厚6.95 m，巷道掘成后变形显著，严重限制矿井正常采掘接替和安全高效生产。许多学者针对全煤巷道的支护问题进行了研究，提出了多种支护方案[3-6]，但尚未明晰厚煤层巷道围岩结构变形破坏特征及预应力场分布规律，导致现场应用效果同预期存在差异。因此，研究沿煤层底板布置的厚煤层掘进巷道的围岩结构破坏特征及预应力场分布规律，对于制定合理的掘进支护方案、改善围岩变形控制效果具有重要的指导意义。

本文以山西潞安矿业集团王庄煤矿9106 外风巷掘进工作面为工程背景，通过钻孔窥视研究巷道围岩结构破坏特征，提出了厚煤层掘进巷道围岩变形控制技术，采用FLAC3D 模拟研究原支护及支护优化方案下巷道围岩预应力场分布及变形特征，并通过现场应用及变形监测验证了提出的掘进支护方案的围岩控制效果。

1 厚煤层掘进巷道围岩变形破坏特征

1.1 概 况

9106 外风巷沿3 号煤底板布置，煤层平均厚度为6.95 m，煤层倾角1°～4°。9106 外风巷设计长度为1 173 m，北为9105 回采工作面，与9105 回采面保护煤柱为10 m，南为9106 工作面，东为9106 切眼，西为540/3 号皮带巷，巷道位置关系如图1（a）所示。直接顶为厚度5.7 m 的泥岩，基本顶为厚度1.58 m 的中粒砂岩，直接底为厚度3.24 m 的泥岩。

图1 研究区域条件Fig.1 Conditions of the study regional

9106 外风巷设计断面为矩形，断面尺寸为宽5 500 mm×高3 600 mm，采用全锚支护，原掘进支护方案如图1（b）所示。

顶板支护选用φ22 mm×2 400 mm 高强度螺纹钢锚杆，每排7 根，锚杆间排距为850 mm×800 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的锚杆托板，顶板锚索选用φ22 mm×4 300 mm 高强预应力锚索，每排3 根，锚索间排距为φ1500 mm×1600 mm，配套150 mm×150 mm×10 mm 的锚杆托板。

巷帮支护采用φ22 mm×2 000 mm 高强度螺纹钢锚杆，煤柱帮每排5 根，间排距为800 mm×800 mm，回采帮每排4 根，间排距为1 000 mm×800 mm。

1.2 围岩变形破坏情况

9106 外巷掘成后巷道断面收敛显著，顶底板移近量可达410 mm，两帮移近量可达460 mm，其中煤柱帮鼓出量可达350 mm。为掌握9106 外巷掘成后巷道围岩变形情况，分别对巷道顶板及两帮进行了钻孔窥视，如图2 所示。从图2（a）可以看出，顶板窥视钻孔4 m 深处围岩较为破碎，孔壁存在空洞，裂隙发育明显；从图2（b）可以看出，煤柱帮窥视孔2 m 处围岩破碎严重，孔壁凹凸不平，完整性较差；从图2（c）可以看出，回采帮窥视孔2 m 深处围岩结构较为完整，孔壁整体较为光滑，存在少量裂隙发育。

图2 巷道围岩破坏情况Fig.2 Damage of roadway surrounding rock

图3 支护优化方案Fig.3 Support optimization scheme

1.3 原支护方案存在的问题

基于巷道围岩破坏窥视结果，结合现场巷道变形情况，认为原掘进支护方案存在以下问题。

（1）支护长度不足。顶板及煤柱帮的窥视结果表明围岩松动圈范围大于支护长度，支护体未能锚固在深层稳定岩层内。

（2）支护密度不够、支护强度不足。顶板锚索支护密度较低，煤柱帮仅使用了锚杆支护，未布置锚索，使得现场顶板及煤柱帮变形严重。

（3）支护失效现象普遍。由于9106 外巷为全煤巷道，顶板及帮部围岩破碎，普通锚杆、锚索支护后预紧力损失严重，未能实现对围岩的主动支护，使得巷道围岩持续变形失稳。

2 厚煤层掘进巷道围岩变形控制技术

2.1 掘进支护优化方案

基于前文的原支护方案存在问题和巷道围岩变形破坏特征，提出9106 外风巷掘进支护优化方案。掘进支护优化方案同原支护方案的锚杆支护参数一致，优化了锚索支护参数。

顶板锚索支护参数：每1.6 m 布置5 根φ22 mm×9 300 mm高强预应力锚索，锚索呈“3-2-3-2”布置，配套300 mm×300 mm×16 mm 高强拱形锚索托板。

巷帮锚索支护参数：煤柱帮布置φ22 mm×5 300 mm高强预应力锚索，间排距为1 200 mm×1 600 mm，配套300 mm×300 mm×16 mm 高强拱形锚索托板。

2.2 掘进支护数值模拟

在现场实施前，先通过数值模拟研究提出的支护优化方案的控制效果，以降低现场试验成本。构建了9106 外巷掘进工作面FLAC3D 数值模型，模型尺寸为长55.5 m×宽30 m×高53.6 m（图4a），采用摩尔-库伦本构模型，分别模拟原支护方案和优化方案下预应力场分布效果和围岩变形情况。

图4 数值模型及模拟结果Fig.4 Numerical model and simulation results

从图4（b）和图4（c）可以看出，原支护方案下，帮部未采取锚索支护，锚杆支护强度较小，帮部预应力场分布不理想，帮部围岩抗扰动能力差，同时顶板锚索未能将浅部围岩锚固至深部稳定岩层；支护优化方案下，在帮部锚索的作用下，预应力分布较为理想，显著提升帮部围岩抗扰动能力，顶板锚索长度加长后，锚索将浅部锚杆支护系统锚固至深层稳定岩层内，形成稳定承载系统。

从图4（d）和图4（e）可以看出，原支护下顶板及帮部变形较大，顶板变形为367 mm，帮部变形为312 mm；支护优化方案下，顶板及帮部变形量显著降低，顶板变形量为107 mm，同原支护相比降低了70.8%，煤柱帮变形量为82 mm，同原支护相比降低了73.7%。从模型计算过程的巷道变形监测曲线（图4f）可以看出，支护优化方案显著降低了围岩变形量。

3 现场应用情况

为验证提出的掘进支护优化方案的围岩控制效果，在9106 外风巷掘进工作面进行了现场试验，并设置变形监测测站监测巷道掘成后的围岩变形情况。巷道变形监测曲线如图5（a）所示，可以看出巷道顶底板和两帮移近量均较小。9106 外风巷掘成至测站距掘进工作面30 m 后变形速度减缓，测站距掘进工作面110 m 后变形趋于稳定，变形稳定后巷道的顶底板移近量为76 mm，两帮移近量为49 mm。可以得出采用掘进支护优化方案后，巷道围岩变形得到有效控制，现场巷道顶板及巷帮支护效果如图5（b）所示。

图5 现场支护效果Fig.5 Field support effect

4 结 论

（1）研究了王庄煤矿9106 外巷巷道围岩结构破坏情况，分析了原支护方案存在的问题，并提出了掘进支护优化方案。

（2）构建FLAC3D 模拟原支护方案和优化方案下预应力场分布效果和围岩变形情况，得出支护优化方案可显著改善预应力场分布，以及围岩变形情况。

（3）现场支护效果表明原支护方案较为合理，顶板及煤柱帮变形量较小，顶底板移近量为76 mm，同原支护相比降低了81.5%；两帮移近量为49 mm，同原支护相比降低了89.3%。