伯方煤矿3209 工作面回风巷松软围岩控制技术研究

苏 晨

（山西兰花科技创业有限公司伯方煤矿分公司，山西 高平 048400）

1 工程概况

山西兰花科创集团伯方煤矿3209 工作面位于二盘区的左翼，北部为3211 工作面（已采），南部为3207 工作面（已采），东部为二盘区回风及轨道巷，西部为实体煤。工作面主采3#煤层，煤层均厚为4.71m，倾角为2～6°，平均4°。煤层节理裂隙较为发育，属于松软煤层。煤层直接顶为黑灰色泥岩，均厚3.68m；基本顶为深灰色中粒砂岩，均厚8.36m；直接底为黑灰色细砂岩，均厚2.29m；基本底为灰黑色砂质泥岩，均厚1.05m。

3209 工作面回风巷沿煤层底板掘进，巷道掘进宽度为4.4m，掘进高度为4.0m。由于巷道围岩为松软围岩，采用普通的锚网索支护不能保障巷道围岩的稳定，尤其在巷道肩角的位置处易出现垮落、两帮片帮、围岩变形量大的问题。故为充分保障巷道围岩的稳定，现针对3209 工作面回风巷的具体特征，拟采用让压高强锚杆支护技术。

2 松软围岩稳定性控制原理

根据松软围岩的特征可知，随着巷道围岩所受载荷的增大，会使得围岩内原本存在的节理裂隙进一步发育，使得巷道围岩内部的节理裂隙相互贯通，大幅度地降低围岩的整体承载能力，出现顶底板及两帮移近量大的问题，无法保障围岩的稳定。松软围岩巷道顶板、两帮及肩角位置的破坏机理及控制对策如下：

（1）巷道顶板。在巷道围岩所受的水平应力较大时，巷道帮部浅部围岩会在拉应力作用下出现明显的破坏，进而使得帮部深部围岩体由处于受压状态转化为受拉状态。随着巷道围岩所受载荷的增大，巷道帮部的破坏深度及塑性区范围会逐渐增大，进而使得帮部的承载能力大范围降低，致使顶板岩层的裂隙进一步发育，顶板下沉量进一步增大，导致顶板失稳。巷道顶板直接顶稳定的准则如下：

式中：

Mmax-顶板岩层承受的最大弯矩值；

[σ] -顶板岩层所能承受的最大拉应力；

Iz-顶板岩层的惯性矩；

hi-顶板岩层的厚度。

（2）巷道帮部。在巷道煤帮受到的水平应力大于巷道顶板与煤体的内摩擦角时，若采取巷帮的支护，则帮部会出现明显的片帮内移现象，增大煤帮的支护强度，使煤帮由单向受力的状态转变为三轴受力状态，进而有效增大帮部围岩体的稳定性。在巷道所受应力增大时，必须提升帮部的支护强度，有效控制帮部围岩浅部围岩体节理裂隙的发育。

（3）巷道肩角。巷道顶板受到的最大弯矩值一般会出现在巷道肩角位置处，因此在巷道顶板出现失稳时，巷道肩角一般会先出现大范围的破坏现象。故为保障巷道顶板及肩角围岩体的稳定，需保障巷道顶板所受到的弯矩的最大值应小于顶板岩层所能承受的最大弯矩值。故针对松软破碎围岩进行支护设计时，需在合理范围内尽可能地增大巷道肩角处的支护强度，能够有效减小巷道顶板的下沉量，保障肩角围岩的稳定。

具体松软围岩巷道在载荷作用下，围岩裂隙结构的发育程度如图1 所示。

图 1 松软围岩裂隙结构发育示意图

针对松软围岩巷道的变形破坏特征，为保障围岩的稳定，需采用“强帮护顶”的支护方式，同时需提供给围岩一定的变形空间，即采用“强帮护顶”让压高强锚杆支护技术。该支护原理为：通过提升巷道帮部的支护强度和刚度，能够有效地控制住帮部围岩体的裂隙发育，顶板锚杆与锚索间形成层次的梯次支护。“强帮护顶”的支护结构示意图如图2 所示。

图2 “强帮护顶”支护方式示意图

3 围岩控制技术

3.1 支护方案

3209 工作面的巷道松动圈为3.4～3.6m，确定在巷道顶板采用高强锚杆与让压锚索结合的支护方式。结合巷道围岩的具体特征，进行具体支护方案的设计。具体支护方案如下：

（1）顶板支护。锚杆采用高强螺纹钢锚杆，规格为Φ20mm×2400mm，每排布置6 根，间排距为800mm×700mm。锚杆采用端头锚固的方式，理论锚固力为120kN，设置锚杆的预紧力矩大于300N·m。在靠近两顶角处的锚杆与巷道顶板成75°布置，其余锚杆均与巷道顶板垂直布置。在施加锚杆预紧力时需保障预紧力矩的数值，需进行两次或多次预紧力的施加来保障其效果。顶板锚索采用让压锚索，规格为Φ21.6mm×8000mm，采用3-2-3布置的方式，设置间排距为1300mm×700mm，锚固方式同样采用端头锚固，设置预紧力为200kN，锚索的外露长度为300mm，锚索托盘采用配合的让压托盘。在顶板使用M 型钢带，将高强锚杆与让压锚索有效连接为一个整体，提升锚杆和锚索预应力的扩散面积，另外挂设11#铁丝经纬网。

（2）巷帮支护。帮部锚杆采用高强螺纹钢锚杆，规格为Φ20mm×2400mm，每排布置3 根锚杆，设置间排距为1700mm×700mm，靠近顶角及底角的锚杆与帮部成15°布置，中部锚杆与帮部垂直布置，帮部锚杆预紧力矩不小于200N·m，锚杆采用端头锚固的方式。锚索采用让压锚索，规格为Φ18.9mm×4800mm，每排布置3 根短让压锚索，间排距为1700mm×700mm，锚索预紧力不小于150kN，同样采用M 型钢带和铁丝经纬网进行护帮作业。

3209 工作面回风巷“强帮护顶”让压高强度锚杆支护方式的各项参数如图3 所示。

图3 3209 工作面回风巷支护方式示意图

3.2 支护效果

为充分保障3209 工作面掘进期间围岩的稳定，同时为验证“强帮护顶”让压高强锚杆支护技术的效果，在巷道200m 的位置处布置测站，进行巷道表面位移量和顶板离层量的观测作业。

采用测枪对巷道掘进后不同时间下围岩的变形量进行持续90d 的观测作业。根据巷道表面位移的观测结果能够绘制出巷道顶板下沉量、底板鼓起量及两帮移近量与监测时间之间的关系曲线，具体如图4 所示。

通过具体分析图4 可知，在巷道掘出后，随着巷道掘出时间的增大，顶板下沉量、底鼓量及两帮变形量基本呈现出相同的变形规律。随着时间的增大，围岩的变形量逐渐增大。在90d 的观测期内，巷道围岩表现为前期围岩变形速率较大，后期围岩变形基本处于稳定状态。从图中能够看出，两帮移近的主要变形在巷道掘出后的40d 内，在40d 时，两帮移近量达到53mm；顶板下沉主要变形在巷道掘出后30d 内，在30d 时，下沉量达到37mm；底鼓主要在巷道掘出后24d 内，在24d 时，底鼓量达到44mm。基于上述分析可知，巷道围岩在掘出40d 后，围岩的变形量基本达到稳定状态，最终顶板最大下沉量、两帮最大移近量和底鼓量最大值分别为40.4mm、55.4mm 和47.6mm。

图4 3209 工作面回风巷掘进期间围岩变形曲线图

为监测巷道顶板在掘进期间是否会出现离层现象，在巷道顶板布置离层仪监测站，安设深部基点为7.5m，浅部基点为2.5m。根据顶板离层测站的监测结果，绘制出浅部和深部基本离层量与监测天数之间的关系曲线，如图5 所示。

图5 巷道顶板离层量变化曲线图

通过具体分析图5 可知，在巷道掘进期间，浅部基点和深部基点的离层量分别为26.6mm 和17.6mm，浅部基点和深部基点的离层分别主要出现在0～25d 和0～30d。在监测天数大于30d 时，浅部基点和深部基点基本均达到稳定状态，顶板离层速率也变为零。

基于上述分析可知，3209 工作面采用“强帮护顶”让压高强锚杆支护技术后，保障了顶板岩层的整体性，有效控制了巷道围岩变形。

4 结论

通过分析3209 工作面回风巷顶板岩层的特征，结合松软围岩的变形特点，确定对巷道采用“强帮护顶”让压高强锚杆支护技术，结合巷道的具体地质条件进行支护参数的设计。根据矿压监测结果可知，巷道掘进期间顶板岩层间保持了较好的整体性，顶板最大下沉量、两帮最大移近量和底鼓量最大值分别为40.4mm、55.4mm 和47.6mm。