张建峰
(晋能控股煤业集团 安全管理五人小组，山西 大同 037003)
塔山煤矿目前主采3～5号煤层，煤层埋深400～800 m，煤层平均厚度15.8 m，属于特厚煤层，煤层倾角为3～5°，总体赋存稳定，结构较简单。煤层顶底板岩性情况如表1所示。
表1 煤层顶底板结构
塔山煤矿1070胶带大巷及1070回风大巷均沿煤层底板掘进，两条大巷平行布置，中间间隔45 m的煤柱。1070胶带大巷设计为直墙半圆拱形断面，其掘宽×掘高=5 440 mm×4 220 mm，净宽×净高=5 200 mm×4 000 mm，支护方式为“锚网索+W钢护板+喷浆联合支护”，具体支护参数如下：
顶、帮锚杆采用D=22 mm、L=2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，排间距800 mm×800 mm，使用150 mm×150 mm×10 mm拱形高强度钢托盘，W型钢护板规格为450 mm×280 mm×4.75 mm；
锚索采用D=21.8 mm、L=8 000 mm的锚索，排间距1 600 mm×1 600 mm，使用300 mm×300 mm×16 mm拱形高强度钢托盘；
顶帮均采用网格为100 mm×100 mm的D6 mm的钢筋焊接网，并喷射混凝土厚度120 mm，强度C20.原支护断面如图1所示。
图1 巷道原支护方案(mm)
1070回风大巷的设计断面及支护形式与1070胶带大巷相似，2条大巷均采用全断面一次割煤成巷法掘进，其中1070回风大巷的掘进滞后于1070胶带大巷。受回风大巷掘进扰动的影响，已成型的胶带大巷局部区域出现了较严重的变形，且表现出明显的不对称性，靠近回风大巷侧的巷帮变形较剧烈，并伴有顶板下沉量较大的现象，对井下安全高效生产造成了严重的影响，因此，需对受掘进扰动下的大巷围岩控制技术展开研究。
2.1 围岩强度特征
为了解塔山煤矿3～5号煤层顶底板围岩的强度，在大巷内选择合理的位置对顶底板围岩进行打钻取芯，并将煤岩样制成标准试件，采用伺服机等设备，对煤岩样本的抗压强度、抗拉强度、内聚力等力学参数进行测定，测试结果如表2所示。
表2 煤岩物理力学参数测定结果
由表2可知，3～5号煤及煤层上方泥岩的强度较低，节理裂隙较为发育，而泥岩上方的含砾粗砂岩强度较高，完整性较好，且厚度较大，可作为支护构件锚固层位。
2.2 围岩扰动实测分析
为进一步明确回风大巷掘进对胶带大巷围岩稳定性的影响，在胶带大巷合适的位置布置钻孔，对其围岩的松动破坏深度进行窥视分析，采用的设备为矿用钻孔窥视仪及多点位移监测计，其中窥视深度为15 m，多点位移计测量深度为8 m.
窥视测点位于胶带大巷靠近回风大巷的顶板处，在回风大巷掘进至测点16 m前进行第1次观测，回风大巷掘进过测点后16 m时进行第2次窥视，窥视结果如下：
第2次窥视时，孔深1.5 m及3.0 m处围岩的裂隙及破坏程度明显多于第1次窥视；
孔深4.3 m处的围岩在第2次窥视时变得粗糙；
第1次窥视时，7.8 m孔深处的围岩较为完整，而在第2次窥视时出现了张开度较大的2条纵向裂缝；
孔深8.2 m之后的围岩在前后2次窥视时的变化不大，裂隙情况未明显变化。由以上窥视结果可知，回风大巷掘进对于胶带大巷顶板围岩的扰动作用较为明显。
在胶带大巷左帮同一钻孔内布置深度分别为1 m、2 m、4 m、8 m的位移监测计，并进行为期30 d的不同基点围岩位移监测，监测结果如图2所示。
图2 不同深度测点左帮位移变化曲线
由图2可知，在监测第10 d时回风大巷通过了监测点。在监测第9 d到第14 d期间，深度为1 m、2 m及4 m测点的位移增长幅度较大，其位移量分别为36 mm、27 mm、10 mm，稳定后的位移量分别为40 mm、29 mm、13 mm；
而8 m深测点的位移在30 d监测期间无大幅度的变化，稳定后仅有2 mm的位移量。
由窥视结果及位移监测结果可知，在回风大巷掘进扰动的影响下，胶带大巷左帮的浅部围岩破坏变形较为明显，而8 m深度之外的围岩完整性较高，基本不受扰动影响；
回风大巷掘进对胶带大巷的扰动显著影响期为5 d左右。
3.1 支护方案优化
根据大巷的实际赋存条件及现场实测结果对原有支护方案进行优化。
1) 由现场观测结果可知，巷道顶板1.5～3.0 m范围内的围岩裂隙较多，破坏变形程度较大，4.3～7.8 m围岩表面较为粗糙，并分布有纵向裂隙，导致锚杆(索)的锚固能力变弱，无法提供有效的支护作用。因此，可通过缩小锚杆、锚索的间排距来提高支护强度，并加大锚索长度，使其能够稳固在稳定岩层中，有效地控制破碎围岩。
2) 胶带大巷左帮受掘进扰动影响破坏变形严重，可通过缩小帮锚杆间排距，补打锚索来抑制巷帮变形。
3) 由于巷道断面较大，且为深埋矿井，其底板会出现一定程度的底鼓，需采取挖底、浇灌混凝土等措施加以防治。
根据以上思路提出2种支护优化方案：
第1种优化方案为：在原有支护方案的基础上，将锚索长度统一增加至9 m，间排距不变；
巷帮在原有基础上补打1根9 m的锚索，间排距1 600 mm×1 600 mm.
第2种优化方案在第1种优化方案的基础上，将锚索排距统一缩小至1 000 mm；
帮锚杆的间距缩小至600 mm.
3.2 优化方案数值模拟分析
采用FLAC3D数值模拟软件，依据1070胶带大巷及回风大巷的实际赋存条件建立模型，对比分析原有支护及优化支护方案的围岩控制效果。不同支护方案下巷道围岩的变形情况如图3所示。
由图3可知，原支护方案下巷道顶底板的移进量为782 mm，左右两帮的移进量分别为570 mm、460 mm；
而优化方案1下的顶底板及左右两帮移进量分别为721 mm、547 mm、454 mm，相对于原支护方案下的移进量分别降低了7.8%、4.1%、1.3%.另外，方案1的左右两帮变形量相差较大，仍存在明显的非对称变形。
图3 不同支护方案下巷道围岩的变形情况
优化方案2的顶底板及左右两帮移进量分别为659 mm、464 mm、448 mm，相对于原支护方案下的移进量分别降低了15.7%、18.6%、2.6%，且在该方案下的左右两帮变形量基本相近。
由数值模拟结果可知，第2种优化方案的围岩控制效果更明显，因此确定采用第2种优化支护方案。
采用第2种优化方案对1070胶带大巷重新进行了加固。为分析1070胶带大巷受掘进扰动下优化支护方案的应用效果，在巷道内布置监测站，采用十字布点法监测巷道围岩的变形量，监测结果如图4所示。
由图4可知，回风大巷在第9天掘进通过胶带大巷的监测点，采用第2种优化支护方案后，巷道顶板最大下沉量为28 mm，巷道两帮最大移进量为53 mm.巷道围岩的变形量较小，满足矿井安全生产需求，说明该优化方案的控制效果显著。
图4 改进支护后的巷道围岩变形量
1) 通过现场观测得出，1070胶带大巷在1070回风大巷的掘进扰动下，浅部围岩裂隙增多，而8 m深度之外的围岩完整性较高，基本不受扰动影响，扰动显著影响期为5 d左右。
2) 根据现场观测结果，采用数值模拟软件对比分析了不同支护方案下的围岩控制效果，并确定出合理的支护优化方案。
3) 现场应用结果表明：对支护方案进行优化后，巷道顶板最大下沉量为28 mm，巷道两帮最大移进量为53 mm，巷道围岩的变形量较小，控制效果显著。
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