原少宏

（晋能控股装备制造集团有限公司寺河煤矿二号井，山西 晋城 048019）

1 工程概况

寺河煤矿二号井隶属于山西晋能控股煤业集团，现主采9#煤层。煤层厚度0.58～1.50 m，均厚1.10 m，属于薄煤层，煤层倾角2°～13°，平均倾角3°，总体较稳定，基本无夹矸层，层理不发育，但节理和裂隙比较发育，强度较低。煤层直接顶为粉砂岩，均厚3.9 m，普氏硬度系数为3，抗压强度为31.3 MPa，抗剪强度为8.4 MPa，属Ⅱ类中等稳定直接顶；基本顶为细砂岩，均厚5.30 m，普氏硬度系数为6，抗压强度为28.8 MPa，抗剪强度为4.76 MPa，属于稳定岩层，Ⅲ类稳定顶板；直接底为砂质泥岩，均厚3.50 m，普氏硬度系数为2，抗压强度为25.25 MPa，抗剪强度为2.93 MPa，属Ⅰ类较稳定底板；基本底为细砂岩，平均厚度为3.00 m，强度与基本顶细砂岩一致，属Ⅲ类稳定底板。

94316 工作面回采巷道沿煤层底板破顶掘进，巷道断面为矩形，巷道宽4.2 m，高2.4 m，远高于煤层厚度，属于典型的半煤岩巷道。鉴于该半煤岩回采巷道顶板较坚硬，而煤层和底板较软弱，具有一定的特殊性，需对其合理的支护方案展开研究[1-4]。

2 现场观测

2.1 围岩钻孔窥视

在94316 工作面回采巷道顶板及两帮打钻，使用矿用钻孔窥视仪对孔内围岩裂隙发育情况进行观测。由观测结果得知，巷道顶板整体较完好，仅有几处较短的纵向裂隙，这是由于其直接顶为强度较高的粉砂岩，且厚度适中，因此不易破坏。而两帮的情况并不理想，由于煤体强度较低，在压力作用下变得破碎，导致巷帮上部岩层中也出现了纵向裂隙，部分区域巷帮内部有离层的趋势，其破坏深度大致为1.1～1.3 m 之间。巷道围岩产生纵向裂隙的主要原因是由于在覆岩载荷的作用下，围岩发生剪切破坏。另外，巷道开挖后，巷帮形成自由面，在水平构造应力的作用下，开始释放应力，导致两帮围岩向中间移动变形，加之支承压力影响，极易形成环向裂隙，严重影响巷道稳定性。

2.2 超声探测仪观测

利用U510 非金属超声探测仪对巷道围岩松动圈进行观测，在距掘进工作面正头10 m 及60 m 各布置一个测站，每个测站含两个测点，分别位于巷道两帮的中间。观测结束后，选取具有代表性的数据进行分析，测孔内的声波速度可以反映出围岩的完整性是否遭到破坏。各测点的声波速度变化曲线如图1。

图1 测孔声波速度变化曲线

由图1 可知，随着孔深的增加，声波的速度也随之增快，在0～1.2 m 范围内的波速较小，且基本稳定，而距孔口超过1.2 m 后，波速大幅度增加，测孔1.2 m 范围后的平均波速为1.6 km /s。这说明巷道1.2 m 范围内的煤岩体发生了明显破坏，1.2 m范围外的煤岩体完整性较好。结合钻孔窥视结果可以确定出围岩松动圈的范围为0～1.3 m。

3 半煤岩巷道支护机理

3.1 巷道顶板支护机理分析

巷道顶板岩层较坚硬，强度高，完整性未受到明显破坏，且井下水平主应力方向与煤层倾向一致，对顶板的影响较小。因此，顶锚杆支护形式主要以悬吊作用来确定，为防止顶板各岩层之间发生错动，锚杆需具有较高的抗剪强度。另外，为了避免应力在巷帮肩窝处集中，造成肩窝剪切破坏，需在肩窝处按一定角度安装锚杆，以此将上方承载结构的支点从肩窝处转移到两帮深部。

3.2 巷道两帮支护机理分析

随着工作面的推进，在支承压力的作用下，巷帮煤体向自由空间发生塑性变形，导致巷道断面逐渐缩小。另外，由于半煤岩巷道中煤体强度远低于顶底板强度，且煤层与岩层间粘结力较低，易造成两帮煤体与顶底板岩层间出现错动，并向巷道内部挤出，使得巷道变形进一步加重。因此，控制巷帮变形的关键，是需要防止锚杆锚固范围内的煤体剪切破坏面进一步扩张。如图2 所示，控制剪切破坏，需增大煤体在2 类剪切滑移面上的正应力，并减小剪应力。在打帮锚杆时安装木托板，可使得锚杆的约束力在第一类滑移面上沿法向和切向分解，相应地提高了正应力，减小了切应力，另外锚杆杆体的抗剪强度也可削弱2 类滑移面上的剪应力。以此控制巷帮深部煤体在工作面回采过程中挤出。

图2 两类剪切滑移面

4 数值模拟分析及支护方案

4.1 模型的建立

根据现场地质条件及煤层赋存情况，采用FLAC3D数值模拟软件研究分析不同锚杆间排距的支护效果。为消除边界效应的影响，模型整体尺寸设计为：长×宽×高=150 m×150 m×100 m，对研究区域的网格进行加密划分，计算的本构模型采用摩尔-库伦模型，模拟中煤岩体的物理力学参数见表1。

表1 煤岩物理力学参数表

4.2 模拟结果分析

（1）保持锚杆排距不变，通过改变锚杆间距来研究其对巷道稳定性的影响，模拟结果如图3。由图3 可以看出，将锚杆间距由1000 mm 逐渐减小至800 mm 时，大幅度减小了巷道顶板的变形量，其最大下沉量由357 mm 下降至238 mm，减小了33.3%。继续降低锚杆间距时，顶板的下沉量变化幅度已趋于平稳，控制顶板的作用已不明显，锚杆密度过高反而会导致顶板破碎。因此确定合理的锚杆间距为800 mm，此时巷道顶板的变形满足生产需要。

图3 不同锚杆间距下的顶板位移云图

（2）保持锚杆间距不变，通过改变锚杆排距来研究其对巷道稳定性的影响，模拟结果如图4。由图4 可以看出，将锚杆排距由1000 mm 逐渐减小至800 mm 时，顶板最大下沉量由318 mm 下降至207 mm，减小了35.0%，而继续降低锚杆排距对控制顶板的作用已不明显。锚杆排距为800 mm 时的巷道顶板的变形程度可以满足生产需要。

图4 不同锚杆排距下的顶板位移云图

4.3 支护方案

结合现场观测结果及数值模拟分析，提出“锚杆+金属网+工字钢”的联合支护技术。顶板采用螺纹钢锚杆支护，锚杆规格为20 mm×2000 mm，间排距为800 mm×800 mm，每排安装5 根锚杆，顶板最两端的角锚杆分别向巷帮倾斜15°安装。主帮采用高强度玻璃钢锚杆+塑钢网+木托板支护，副帮采用螺纹钢锚杆+金属网+木托板支护，两帮锚杆直径均为20 mm，长度均为1600 mm，间排距均为800 mm×800 mm，最底排帮锚杆均向下倾斜15°安装。巷道支护断面图如图5。

图5 巷道支护断面图（mm）

5 现场应用效果分析

采用十字布点法在距掘进面正头每隔100 m 布置一个测点，对巷道围岩的变形量进行观测。受采动影响，围岩的变形量逐渐增大，前期变化幅度较大，后逐渐趋于平稳，顶底板最大变形量约为107 mm，两帮最大变形量约为131 mm，满足矿井安全生产要求，该方案有效控制了巷道围岩的变形。

6 结论

（1）通过钻孔窥仪及超声波检测仪对巷道围岩的裂隙发育程度进行了观测，得出围岩松动圈范围为0～1.3 m，并结合9#煤层的赋存条件对半煤岩巷道的支护机理进行了分析，得出巷帮的支护关键在于控制好2 类剪切滑移面。

（2）利用FLAC3D数值模拟软件分析了不同锚杆间排距下的顶板下沉情况，得出合理的顶锚杆间排距为800 mm×800 mm，并结合现场实际条件确定出支护方案，现场应用效果表明该方案控制效果较好，保证了井下安全高效生产。