三软煤层及风氧化顶板支护技术研究

张 红 平

（霍州煤电鑫钜煤机装备制造有限公司计划企管部，山西 霍州031412）

0 引 言

巷道开挖破坏了地层原应力平衡状态，导致围岩内部应力重分布，在地质构造复杂的三软煤层及风氧化顶板环境下的沿空掘巷，开挖扰动和采场动压的叠加效应对软弱围岩的受力变形作用急剧增加[1]。因此研究软岩地质条件下沿空巷道的支护技术，对于改善巷道支护效果，削弱巷道围岩变形，保证生产环境的安全性，具有十分重要的意义。

“三软煤层”指采区的顶板、底板及煤层软，即顶底板的强度低，开挖后围岩稳定性差，产生较大变形，煤层的赋存条件差[2,3]。徐金海等[4]针对三软煤巷研制了控制围岩大变形的可缩性支架，并优化设计了巷道锚索支护参数；曹树刚等[5]采用数值模拟的方法对三软薄煤层巷道围岩应力进行分析，并对支护效果进行现场实测；王沉等[6]提出了三软煤层下平顶U 形巷道断面，并论证了其可以减小应力集中，增强巷道支护效果；唐建新等[7]对高应力三软煤层回采巷道围岩变形破坏进行研究，结果表明高应力加剧了支护结构的破坏，并优化了支护方案。

虽然目前有许多学者对三软煤层下巷道支护进行研究，但由于煤矿采区地质条件的复杂多变性，仍存在诸多问题。本文以晋北煤业5-101 工作面轨道巷掘进工程为研究背景，优化设计三软煤层及风化顶板的支护方案，为相似煤矿沿空巷道的支护设计提供借鉴，有较高的应用价值。

1 工程概况

图1 5-101 工作面示意图

晋北煤业公司隶属霍州煤电集团，位于山西省静乐县，井田面积8.57km2，主要开采5# 煤层，核定生产能力1.2Mt/a。煤层平均厚度4.7m，属于中厚煤层，倾角5°～15 °，平均倾角10°，埋深约150m，采用走向长壁一次性采全高的采煤方法。5-101 工作面轨道巷示意图如图1，轨道巷沿上一工作面采空区边沿进行掘进，中间留设6m 宽煤柱。根据地质报告，该轨道巷伪顶为泥岩（0～1.2m），直接顶为灰岩（0.8～3.5m），老顶为砂岩（8～18m）。巷道顶部为稳定性较差的泥岩，受风氧化作用严重影响，节理裂隙发达，导致其强度明显降低且分布不均匀，遇水软化膨胀，粘结性减弱，且上部各软弱岩层易发生剪切滑移，形成褶皱断裂破碎带，底板为较稳定砂岩。该巷道主要沿5# 煤顶板掘进，巷道长约1250m，断面为5.6×3.4m 的矩形。

2 巷道支护现状

2.1 现支护方案

目前，5-101 工作面轨道巷支护方案如图2 所示。顶板采用高强度左旋螺纹钢锚杆，锚杆规格为Φ20×2000mm，间距为1000mm，排距为900mm，每排6 根，采用两支K3252 树脂锚固剂，锚杆孔直径为36mm，锚杆配备Φ16×6000-80-6 金属钢筋梁，并挂金属菱形网，锚杆预紧力100kN。锚索规格为Φ17.8×6200mm，间距为2000mm，排距为1800mm，每排2 根，预紧力100kN。

巷道两帮均采用圆钢锚杆，规格为Φ20×2000mm，锚杆间距为1000mm，排距为900mm，两侧各4 根，其中拱顶、拱底两根呈15°打入，挂金属菱形网，采用K2335 树脂锚固剂一支，圆钢锚杆预紧力180kN。

巷道底板铺设300mm 厚、强度为C20 的混凝土。

图2 巷道支护示意图

2.2 巷道破坏特性及原因

5-101 工作面轨道巷顶部为稳定性较差的泥岩，受风氧化作用影响严重，且煤层和底板的强度低，巷道整体稳定性差，为典型的" 三软煤层" 沿空掘巷。采用上节原支护方案，巷道初始掘进90m，发生较大变形破坏，最严重处顶底板移近量为1.5m，而巷道两帮变形为400～800mm，巷道围岩变形如图

3 所示，其主要特征及原因如下：

1）部分巷道出现大变形，顶板呈现局部网兜状破坏，且呈现非对称下沉变形破坏特征；底板向上隆起严重，最大底鼓量超过1.5m。分析巷道破坏大变形的原因，主要由于三软煤层下巷道围岩应力环境复杂，强度较低、稳定性差，受5-101 工作面巷道掘进和采掘动压的影响，导致应力产生叠加效应，同时风氧化顶板节理裂隙发育，极易破碎崩解，采空区顶板受力复杂，煤帮侧相比煤柱侧顶板的下沉加大，导致顶板呈非对称下沉变形。

2）巷道两帮变形破坏明显，局部存在片帮现象。分析其原因，主要因为5-101 工作面围岩较软，存在较大的节理裂隙，受到巷道掘进和采掘动压的影响，同时现有支护设计强度较低，不能抑制围岩大变形。

3）锚固作用弱化甚至失效现象较为普遍，主要有锚杆锚索破断、托盘处漏空、托盘松脱、槽钢扭曲、锚网撕裂等现象。分析其原因，主要由于支护结构的设计参数不合理，导致其不能在该软弱地质条件下形成稳定的承载结构，从而达到支护结构极限承载强度，产生破坏失效。

图3 巷道围岩变形

3 支护方案优化设计

依据上节分析可知，巷道产生大变形失稳及支护结构的破坏失效受多因素的共同影响，使得现有支护方案的强度较低，不能有效地控制围岩的变形，存在极大的安全隐患，因此有必要对现有支护方案进行优化设计。

根据5-101 工作面轨道巷围岩特性及破坏情况，在原支护方案的基础上，通过优化锚杆设计参数，增加锚杆数量，合理设计锚杆位置，增大预紧力，来提高锚固强度；同时采用中空注浆锚索对巷道顶板进行补强支护，该类锚索具有以下优点：锚索施工完成后可立即施加预紧力，加强锚固效果；注入化学浆液可以使风化破坏层再次联结，形成稳固的整体；注浆锚索可视为多层拱结构，具有较强的整体性，控制深部岩层的破坏变形，提高支护强度，减少离层现象的发生；化学浆液扩散充填岩层裂隙，防止水、空气的侵袭。采用“加密高强锚杆+注浆锚索”的优化设计方案可以减小沿空掘巷的施工扰动，从而提高巷道整体稳定性，减小巷道破坏变形，达到安全生产的目的。优化设计后巷道断面支护如图4 所示，具体优化设计方案为：

1） 锚杆的间距减小为800mm，排距减小为800mm，顶板锚杆数增至7 根，两帮锚杆数增至5根，且右侧实体煤帮锚杆选用规格Φ20×2400mm，长度进行增加，左侧和顶板锚杆规格不变，预紧力均为150kN。

2）巷道顶部改用中空注浆锚索，规格为Φ22×8000mm，垂直顶板布置，间、排距为1100×800mm，每排平行布置3 根，中间一根布置在巷道中心顶板处，锚索梁采用12# 槽钢连接，锚索预紧力应大于150kN，拉拔力不小于300kN、锚索钻孔为30mm，采用锚固剂K2335 一支、Z2360 两支，并配300×300×16mm 托盘。注浆材料选用PO42.5 普通硅酸盐水泥，水灰比0.5～1.0，配置时不断搅拌并加入8%的ACZ-Ⅱ注浆添加剂，直至搅拌均匀。结合本煤矿实际地质情况和施工经验，选用注浆压力为2MPa，单孔注浆量1m3，可依据加固情况实时调整注浆压力和注浆量。

图4 优化巷道断面图

4 优化效果分析

为监测5-101 工作面轨道巷围岩变形情况，评估优化支护结构的支护效果和支护参数的合理性，采用“十字布点法”布置测点对巷道围岩的变形进行现场监测。巷道围岩变形监测点选在5-101 工作面轨道巷掘进迎头20m 范围内，分别编号1#、2#。对优化支护设计后的巷道断面变形进行监测，并绘制监测曲线，如图5 所示。

通过对比可知，2 个测点的巷道变形趋势相似，巷道两帮位移和顶底板位移均呈现变形剧烈、变形减缓、变形稳定三个阶段。1#测点变形稳定后两帮最大变形为179mm，顶底板最大变形为118mm；2#测点变形稳定后两帮最大变形为162mm，顶底板最大变形为88mm。综合2 个测点的监测数据，分析可知采用“加密高强锚杆+ 注浆锚索”对巷道顶板进行补强，优化支护设计后顶底板最大变形量小于150mm，同时两帮变形也控制在200mm 以内。对比分析原支护巷道变形监测，可知优化后的采用“加密高强锚杆+注浆锚索”的支护方式和支护参数，可以有效减小巷道围岩变形，提高稳定性。

图5 优化支护巷道位移曲线

5 结 论

通过分析三软煤层及风化不稳定顶板地质环境下沿空巷道的变形特征及原因，提出“加密高强锚杆+注浆锚索”的巷道支护方法，并现场对巷道围岩变形进行监测，结果表明该支护方法可以有效提高巷道整体稳定性，减小围岩变形，得到较理想的支护效果，对类似沿空巷道的支护设计提供参考。