康 超

(山西煤矿安全培训中心，山西 太原 030000)

长期以来，煤炭在能源消费结构中占比保持在50%以上，虽然国家大力推广能源结构向绿色发展，但为保证国民经济的正常发展，短期内煤炭仍将占据着能源结构的半壁江山[1-2]。早期全国范围内存在煤矿私挖滥采现象，导致了一些矿井存在着位置不确定的残留煤柱、采空区、空巷等，导致掘进巷道邻近或穿过该类区域时，巷道围岩环境及其变形破坏机理极为复杂，采用传统的支护方式难以实现巷道围岩的稳定控制[3-4]。针对煤矿复采巷道掘进支护难的问题，需根据试验巷道具体生产地质条件采取相应的支护方式和参数。翟新献等[5]提出刚性木棚支护方法；路明文等[6]提出采用导硐施工配合顶板注浆加固方法；董福凯[7]提出采用料石砌墙维护巷道稳定。本文以通合煤业2号煤层运输大巷掘进过程中围岩变形严重为工程背景，通过分析巷道变形破坏原因，提出邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术，为类似条件下巷道掘进支护提供技术指导。

1 工程概况

通合煤业为资源整合矿井，井田范围内存在大量位置不确定的残留煤柱、采空区、空巷等，巷道围岩环境极为复杂。2号煤层运输大巷掘进过程中出现严重的巷道变形现象，直接影响到巷道的正常掘进。地质调查显示，巷道变形严重区域，运输大巷邻近9～12 m位置存在1条空巷。运输大巷沿2号煤层顶板布置，巷道掘进宽度5.2 m，掘进高度3.5 m，掘进区域煤层埋深在200 m左右，煤层平均厚度6.5 m，煤层呈层状，水平层理，有显著连续性，变化不大，属稳定煤层，为结构简单-较简单的厚煤层。含2层夹石。顶板一般为粉砂岩或中粒砂岩，偶为细粒砂岩或泥岩，平均厚度5.6 m，普氏系数8.0左右。底板一般为泥岩或粉砂岩，偶为细粒砂岩，平均厚度3.7 m，普氏系数3.0左右。

2 邻近空巷段巷道变形破坏数值模拟分析

2.1 数值模拟建立

基于通合煤业2号煤层运输大巷生产地质条件，采用FLAC3D有限差分软件，建立邻近空巷段巷道掘进数值计算模型，模型尺寸长×宽×高=90 m×10 m×40 m，模型本构为莫尔-库伦模型，模型四周限制水平位移，底部采用固支，模型上部采用应力边界模拟上覆载荷，模拟流程为：初始应力平衡—开挖空巷—应力平衡—开挖试验巷道—应力平衡，模型如图1所示。

图1 数值计算模型图

2.2 巷道变形破坏特征分析

图2为开挖空巷后围岩垂直应力分布云图。图3、图4分别为开挖试验巷道后围岩变形分布云图和塑性区图。由图2可知，空巷掘进后导致试验巷道围岩应力增加1.5～2.0 MPa，试验巷道掘进后巷道围岩应力二次分布叠加，巷道帮部及底部岩层均为软弱煤体，在高应力作用下易出现塑性破坏，从而影响巷道的围岩稳定。由图3可知，开挖试验巷道后，巷道顶底板相对移近量约161 mm，其中顶板下沉37 mm，底板鼓起量124 mm，巷道底板变形量相对较大。由图4可知，巷道围岩塑性区主要分布在巷道帮部和底板岩层，帮部塑性区范围约为2.0 m，底板塑性区范围约为3.0 m。

图2 开挖空巷后围岩垂直应力分布云图

图3 试验巷道围岩变形分布云图

图4 试验巷道塑性区

根据矿山压力理论[8]，由于巷道围岩塑性区范围较大，锚杆锚固区域围岩体破碎，锚杆锚固效果将出现局部失效，巷道围岩不能形成有效的锚杆组合拱结构，巷道围岩易出现失稳现象。由图4可以看出，巷道因帮部塑性区变形形成的倒梯形断面结构，与现场情况相符。

综上所述，试验巷道发生严重变形的原因是：邻近空巷围岩应力重新分布导致试验巷道围岩应力环境复杂，试验巷道掘进后围岩应力二次分布，并与次生应力叠加，导致巷道顶板应力显著增加，原支护不足以控制巷道顶板变形，应力转移至帮部，帮部塑性区范围扩大，锚杆锚固结构失效，并导致严重的底鼓现象。

3 邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术

基于试验巷道生产地质条件和巷道变形破坏特征分析，确定对采用高强度控顶方式，控制塑性区发展，保证有效的锚杆支护结构，从而实现巷道的稳定控制。基于此，开发邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术，技术应用后，巷道掘进宽度由5.2 m变为6.2 m，掘进高度不断，为3.5 m，具体参数如下：

1) 锚网索支护：顶帮锚杆采用规格D20 mm、L2.2 m的高强螺纹钢锚杆，间排距设计0.8 m×0.8 m，每排6根，均采用钢筋梯连接，锚索采用规格为D17.8 mm、L6.5 m的预应力钢绞线，间排距设计3.0 m×2.4 m，采用W钢带连接，金属网采用菱形网，顶网规格5.0 m×0.9 m，帮网规格3.3 m×0.9 m，支护断面如图5所示。

图5 巷道支护断面图(mm)

2) 瑞诺支柱支护：巷道采用瑞诺支柱加强支护，支柱直径设计0.8 m，高3.5 m间距5.0 m，沿巷道帮部布置，材料采用水灰比为1∶1，配上一定的粒径为20～50 mm的矸石制作而成，试验抗压强度在14 MPa以上，支柱之间砂袋堆砌并注水胶结，瑞诺支柱支护布置如图6所示。

4 现场应用效果分析

将提出的邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术应用于通合煤业2号煤层运输大巷掘进支护中，同时监测了试验巷道围岩变形情况，如图7所示。由图7可知，采用锚网索柱联合支护技术后，巷道掘进稳定后，顶底板相对移近量仅为37 mm，顶板下沉12 mm，底鼓25 mm，瑞诺支柱收缩量仅为8 mm，且支柱结构稳定可靠，表明了邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术的可靠性，实现了通合煤业2号煤层运输大巷的稳定控制。

图6 瑞诺支柱支护布置图

图7 试验巷道围岩变形曲线

5 结 语

通合煤业2号煤层运输大巷围岩变形破坏严重，采用数值模拟方法分析了巷道变形破坏特征原因，认为邻近空巷产生次生应力与巷道掘进后围岩重新分布的应力二次叠加，导致巷道顶板应力显著增加，原支护不足以控制巷道顶板变形，从而导致巷道出现严重变形现象，基于此，开发了邻近空巷段巷道锚网索柱联合支护技术，设计采用锚网索+瑞诺支柱支护，技术应用后，巷道顶底板相对移近量仅为37 mm，顶板下沉12 mm，底鼓25 mm，瑞诺支柱收缩量仅为8 mm，实现了通合煤业2号煤层运输大巷的稳定控制。