张 松

（霍州煤电集团紫晟煤业有限责任公司，山西 霍州 031400）

0 引 言

对于矿井软岩巷道围岩破坏的控制研究，一直以来都是煤炭开采行业内的热点话题及难点之一，针对各种软弱顶底板巷道的支护与围岩变形控制研究，众多专家学者也曾做了详尽研究[1-5]。霍州煤电集团紫晟煤业现开采2#煤层，煤层直接顶为砂质泥岩层，最大厚度达8m，基本顶为厚泥岩层，最大厚度达10.89m，对于此类顶板巷道，以2-101回采运输巷为例，锚杆与锚索均难以稳定锚固，巷道掘进2～3个月内出现了顶板变形严重，局部破碎冒顶等巷道失稳现象。现采用理论分析、现场实测、支护优化的综合研究方法，对较厚泥岩顶板巷道变形机理及影响因素进行了相关研究分析，并对现场巷道进行了支护参数优化，实施了“锚-网-喷”联合支护方式控制围岩，取得了良好的应用效果，降低了巷道返修率，具有较大的实际工程实用价值。

1 工程概况

1.1 煤层特征

山西霍州煤电集团紫晟煤业2-101回采运输巷掘进工作面位于矿井一采区，沿2#煤层走向布置，底板掘进，设计断面为矩形，净宽4.5m，净高3.5m，设计长度775m，主要用于2-101回采工作面运煤及进风。2#煤层埋深430m～482m，平均埋深456m，煤层平均厚度3.5m，为中厚煤层，煤层倾角1°～5°，平均倾角3°，煤层为缓倾斜单斜简单构造，煤层硬度f=2～3，属于稳定性煤层。煤层直接顶为砂质泥岩，基本顶为泥岩，直接底为砂质泥岩，顶底板岩性特征见表1。

表1 煤层顶底板岩性特征

1.2 巷道支护布置

2-101回采运输巷道目前采用锚网索联合支护，顶板锚杆采用φ20×2000mm左旋螺纹钢高强锚杆，每排6根，排间距为900×850mm；帮部锚杆采用φ20×2000mm左旋螺纹钢高强锚杆，每帮每排4根，排间距为900×1000mm，帮部最下一根锚杆角度与巷帮为75°，每根锚杆配套使用φ130×8mm冲压碟形垫片一个，每孔一条Z2388树脂锚固剂和一条CK2360树脂锚固剂；顶部锚索规格为φ21.6×8500mm钢绞线，采用“三、二”垂直布置，间排距1600×2400mm、3200×2400mm，每孔配三条Z2388树脂锚固剂，配合300×300×14mm的锚索托板；全断面铺设φ3mm铅丝编制的网孔为40mm×40mm的金属菱形网。

2-101回采巷道在采用以上支护方案后，当巷道新掘出后，巷道顶板表现为光滑平整，但当掘出巷道1个月之后，顶板表面开始出现崩裂，2个月后顶板局部出现网包，顶板破坏向更深部演化，同时巷道两帮收敛明显加速。距现场围岩打眼探查表明，巷道顶板7～8m锚固区出现了更大范围的围岩位移现象，顶板上方泥岩层整体下沉严重，已经直接威胁到了巷道的安全。

2 围岩变形机理分析

2.1 围岩变形特征分析

结合以往研究中的大厚度软弱顶板变形特征，经2-101回采巷现场观察与实测分析，大厚度泥岩顶板煤层巷道变形破坏特征为：

1）巷道顶板下沉严重。现场观测发现，巷道顶板下沉量占据顶底板移近量的70%以上，两帮锚杆受力明显高于顶板锚杆，说明顶板支护效果不佳，两帮受力较大，随着顶板下沉，顶板压力必然导致两帮破坏和更严重的顶板下沉；

2）巷道支护体失效。现场观测发现，泥岩顶板出现不同程度的垮落冒顶现象，顶板锚杆部分下滑，锚杆杆体被拉出，锚杆锚索托盘外翻严重，多处发生掉落；还有部分顶板锚索出现拉断现象，顶板金属网变形严重，多处发生破断，失去支护作用。

3）围岩流变性较大。巷道掘进期间顶底板移近量及移近速度如表2所示，在巷道掘进后初始80天内，围岩慢慢稳定，但80天以后，巷道顶底板移近量出现明显增加，动压现象明显。由此表明，巷道围岩一直处于活动期，长期处于蠕变状态，巷道压力较大较持久。

4）顶板下位岩层破坏严重。在现场进行顶板钻孔窥视如图1所示，分析结果表明：巷道顶板0～2m内，整体较破碎，内生裂隙发育、相互贯通，如图1（a）；2～3m 内，存在一明显水平离层,如图 1（b）；3～5m 内，存在垂直裂隙，但整体较为完整，如图1(c)；5～8m内，裂隙发育，局部范围有离层，如图1(d)。且巷道伪顶泥岩层易风化脱落，导致顶板不稳定性增加。

表2 顶底板移近增量及移近速度

图1 顶板钻孔窥视图

2.2 围岩变形原因分析

1）地质条件复杂。泥岩顶板含大量黏土矿物成分，其在经过吸水-失水-吸水过程之后便附有了软化、风化的性质；且泥岩顶板受顶板裂隙水、巷道湿气的影响，流变性增强。

2）支护体承载能力不足。顶板锚索垂直布置时，锚索载荷随顶板变形上升显著，极易发生锚索破断拉断致失效的现象，此外，锚索垂直布置更易在顶板岩层内形成导水通道，加快水与围岩的接触，直接降低围岩物理力学强度。

3）顶板下位泥岩层刚度不足。金属网强度及刚度不足，对较软弱泥岩不能形成有效的应力传递保护作用，相反会造成表面岩体破坏；此外，顶板锚杆锚固区岩层锚固刚度不足，导致巷道开挖后围岩裂隙发育加速，顶板自上而下逐层产生拉伸与剪切破坏。

2.3 围岩变形演化过程分析

结合表1，以2-101回采巷为原型进行相似模拟试验，观察巷道开挖后围岩裂隙发育演化规律情况，从而能够体现巷道开挖后围岩破坏、位移、变形的过程。如图2，为相似巷道加压后的破坏、变形演化过程。结合理论指导与相似模拟结果可得知，巷道破坏过程依次为：开挖、围岩应力重分布、塑性松动圈扩大、节理层理弱面破坏、顶板下位岩层变形、顶板块体滑移、两帮煤体位移、顶板失稳。

图2 围岩破坏演化过程

综上所述，2-101回采巷道厚泥岩顶板破坏分为三个主要阶段：0～10天，巷道开挖后，泥岩层受载失稳，围岩应力重新分布，巷道变形较快；10～80天，围岩应力调整，逐渐趋于稳定状态；80～140天，受上覆压力、地应力、围岩膨胀力作用，泥岩顶板裂隙扩通贯穿，且表面受长期裸露风化严重，此时亟需实施合理的支护方案，提高围岩刚度，发挥围岩承载能力。

3 支护优化设计

设计新的巷道掘进断面为4700mm×3600mm，较原先4500mm×3500mm断面而言，提前预留了足够厚度空间为接下来的巷道围岩喷射混凝土做了准备。

1）及时封闭围岩。在2-101巷道新的掘进后，及时对围岩喷射混凝土，其中顶板表面喷射30～50mm厚，巷道两帮上部500mm喷射20～30mm厚，喷射务必严实。

2）锚杆优化。顶板采用φ22×2500mm左旋螺纹钢高强锚杆取代φ20×2000mm锚杆，为控制肩部围岩裂隙发育，顶角与帮角锚杆均向顶角倾斜20°布置。

3）锚索优化。顶板锚索长度由原先的8500mm缩短为7000mm，布置方式由原先三二布置改变为三三布置，布置角度由原先垂直顶板布置改变为向两侧倾斜15°布置。

图3 优化方案与原方案巷道断面布置对比

4）锚网优化。顶板采用φ6.5 mm的钢筋焊接网取代原先的铁丝金属网。优化支护方案与原支护方案巷道断面布置对比如图3所示。

4 支护效果分析

优化支护方案经现场应用后，在2-101巷道掘进期间对巷道围岩变形进行了详细的动态监测。监测结果如图4所示。

图4 围岩变形量监测曲线图

由图4知，在巷道掘进0～20天内，巷道两帮收敛速率较大，监测20天时，两帮累积收敛量为64.9mm；20天后，两帮收敛不再明显，并逐渐趋于稳定，监测期间两帮最大收敛量为72.4mm。巷道顶板在0～40天内下沉明显；40天后逐渐趋于稳定，监测期间顶板最大下沉量为109.5mm。巷道围岩变形量均能够控制在合理范围之内，巷道整体较为稳定。

5 结 论

1）2-101巷道围岩变形特征为：顶板下沉严重、围岩流变性大、支护体失效、顶板下位岩层破坏严重；

2）2-101巷道围岩变形原因为：地质条件复杂、支护体承载能力不足、顶板下位泥岩层刚度不足；

3）2-101巷道经支护参数优化后，可保证围岩变形量控制在较合理范围之内，巷道整体稳定性明显提升。