含水岩层下大巷支护技术研究与应用

焦 彪

（兰花集团莒山煤矿有限公司，山西 泽州 048200）

1 工程概况

兰花集团莒山煤矿有限公司9#煤层辅运大巷掘进工作面为太原组煤层，属石炭系太原组灰岩裂隙岩溶含水层。9#煤层主要含水层为上部太原组K5、K6 灰岩和K7 砂岩，9#煤层距K5 为17.08～27.19 m，含水层分布稳定，裂隙较岩溶发育，各含水层单位涌水量为0.004 9 L/s.m，属弱富水性的含水层，相互间水力联系较弱。9#煤层呈黑色块状特征，平均厚度1.14 m。9#煤层辅运大巷沿煤层顶板掘进，直接顶为砂质泥岩，厚2.6 m，砂泥岩上层为细砂岩，厚2.7 m；直接底为泥岩，厚4.7 m。依据9#煤层辅运大巷掘进经验及现场实际情况，在上部含水层影响下，成巷后顶板多处淋水，巷道顶板下沉量较大，局部冒顶、片帮严重，需定期返修，为解决此类问题进行辅运大巷支护研究。巷道位置详情如图1。

图1 9#煤辅运大巷、回风大巷位置详情

2 含水层对巷道围岩稳定性模拟研究

通过FLAC3D数值模拟分析含水层对巷道围岩表面位移、围岩塑性破坏、围岩内应力集中情况等的影响[1-2]，以辅运大巷掘进为工程背景，结合具体的地质条件建立三维模型，模型长（X 轴）、高（Z 轴）为60 m，厚（Z 轴）为6 m，模型上方模拟300 m 埋深，岩层平均容重取2500 kg/m3，模型顶面施加均布载荷为7.5 MPa。根据矿方提供的岩石力学试验结果确定各岩层的岩石力学参数，辅运大巷掘进断面宽×高=5.4 m×3.6 m，煤层上覆岩层开启Config fluid 渗流模式，巷道围岩孔隙率为0.3，水的密度为1000 kg/m3，巷道周边岩体内设定为300 m 埋深的孔隙水压力，在有水、无水条件下分别计算平衡得到初始应力场，然后巷道一次开挖到位，计算平衡后观察巷道围岩受力、变形、破坏等特征。由于篇幅所限，仅将较典型的模拟结果给出。有水与无水条件下，巷道围岩数值模拟结果如图2。

图2 数值模拟结果

由图2（a）、（b）所示结果可以看出，无水条件下，辅运大巷顶板塑性破坏深度为1.6 m，两帮塑性破坏深度2.0 m，底板破坏深度1.6 m；含水层条件下，顶底板及两帮塑性破坏深度对比无水条件下可以发现，有水条件下，巷道围岩塑性破坏深度显著增大，约为无水条件下的2.25 倍，巷道顶角、底角部位塑性破坏深度和范围同样明显增大。由图2（c）、（d）所示结果可以看出，无水条件下，辅运大巷围岩发生矢量位移的深度基本保持在4.0 m以下，而在有水条件下，巷道顶板、两帮围岩存在矢量位移的深度达到4～5.5 m，含水层影响下，围岩出现矢量位移的范围明显增大。结合以上数值模拟结果，总结含水层对辅运大巷围岩稳定性的影响，巷道围岩内的水对岩层本身的影响主要体现：孔隙水压在巷道开挖卸荷后形成更大的负压力作用[3]；对围岩的软化作用[4]，含水层影响下，巷道掘进期间围岩塑性破坏范围显著增大，巷道表面位移量明显增大，发生矢量位移的深度增大，这必然加重支护承载负担和支护控制难度。

3 辅运大巷支护技术

3.1 辅运大巷围岩控制思路及措施

结合数值模拟结果，总结出含水层下大巷围岩控制思路：提高支护强度；改善围岩力学条件；加强顶板水的疏导措施。

根据9#煤层辅运大巷的地质条件并结合前文的数值模拟结果，提出以高强锚杆、锚索为主的围岩控制措施：顶板和两帮采用高强锚杆，选取适当的锚固方式。巷道浅部围岩塑性破坏严重，采用高强锚杆+金属网改善浅部围岩的受力特征，调整巷道肩角处锚杆角度，减小顶板和两帮间的错动。合理配置锚索：以求对围岩的协同控制，顶板和两帮均需布置锚索，选择合适的锚索长度。巷道表面喷浆封闭：通过表面喷浆，提高巷道表面围岩的整体性，充分发挥锚杆、锚索的作用，调动深部稳定围岩的锚固效果。综上所述，9#煤层辅运大巷围岩控制思路如图3。

图3 辅运大巷围岩联合支护思路

3.2 辅运大巷支护方案设计

9#煤层辅运大巷采用“高预应力高强锚杆+预应力锚索+混凝土喷浆”的联合支护方案。锚杆选用规格为Ф22 mm×2500 mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，顶板中间5 根间排距1.0 m，最边缘锚杆间距0.6 m，锚杆向巷道外侧倾斜30°，两帮锚杆间排距1.0 m，每根锚杆均采用CK2369 树脂药卷锚固剂一支，锚杆直接由7 孔W 钢带联结，钢带宽200 mm，长5400 mm；顶板和两帮锚索选用Ф15.6 mm×6500 mm 钢绞线，间排距2.4 m×4.0 m，顶板每排4 根，顶板4 根锚索沿巷道中线两侧对称布置，均沿顶板法线方向安装，两帮每侧每排2 根，较上部一根距顶板1.6 m，较下部一根距底板1.0 m，每根锚索采用3 根CK2360 树脂药卷进行锚固；钢筋梯子梁由Ф14 mm 光圆钢筋焊接；金属网采用6#钢筋焊接，网格为100 mm×100 mm，搭接长度100 mm，用16 号铁丝联结，双丝双扣，隔孔相连。顶板和两帮喷射混凝土厚度100 mm，混凝土标号C20；铺底厚度为200 mm，混凝土标号C30。根据辅运大巷掘进期间顶板淋水情况，酌情设置疏水孔和导水槽。9#煤层辅运大巷支护详情如图4。

图4 辅运大巷支护断面

4 辅运大巷联合支护技术应用效果分析

9#煤层辅运大巷采用上述支护方案工业试验期间，在辅运大巷过后方联络巷50 m 处布置测点，采取十字布点法定期记录巷道表面的位移情况，每天早班和晚班各记录一次，两次结果的平均值为监测数据，选取适当的数据，整理得到辅运大巷表面位移量变化曲线如图5。如图5 所示，掘巷前期，巷道表面变形量并不大；截至第22 d，顶底板移近量仅为24 mm，两帮移近量仅为15 mm；在成巷第20～60 d，围岩变形量明显增大，顶底板移近量增大至126 mm，两帮移近量增大至72 mm；而在成巷60～120 d 期间，围岩变形量仅有微小的增加，顶底板移近量仅增大5 mm，两帮移近量增大4 mm，表明此时巷道围岩已趋于稳定。结合现场情况可认为：“高预应力高强锚杆+预应力锚索+混凝土喷浆”联合支护措施有效控制了辅运大巷的围岩变形，取得了较好的支护效果。

图5 辅运大巷表面位移曲线

5 结论

以9#煤层辅运大巷掘进为工程条件，通过数值模拟、现场工业试验、矿压监测等手段，研究含水层下大巷围岩控制技术，所得结论如下：

（1）含水层影响下，巷道围岩破坏范围和程度明显增大，巷道表面位移量也显著增大，含水层增大了巷道围岩的控制难度。

（2）提出采用高应力高强锚杆、合理配置锚索、巷道表面喷浆封闭、酌情设置疏水孔和导水槽等联合支护方案。

（3）“高预应力高强锚杆+预应力锚索+混凝土喷浆”联合支护技术能够有效控制辅运大巷的围岩变形，保证大巷围岩的长期稳定。