冲击倾向性巷道围岩失稳机理及控制研究

李 岗 李 凡

（陕西彬长小庄矿业有限公司，陕西 咸阳 713500）

目前，冲击危险性巷道围岩控制十分困难[1]。由于冲击矿压的产生无法准确预测，且引发冲击矿压的因素多种多样，针对工作面巷道情况设计相应的巷道围岩控制方案[2]非常重要。以小庄煤矿40309 工作面巷道为工程背景，针对冲击危险性巷道失稳机理设计相应的巷道围岩控制方案。

1 工程背景

40309工作面位于三盘区，埋深范围531～731 m，设计开采4 号煤层，煤层赋存连续完整，掘进过程中未发现大型断裂构造。煤层厚度19～28 m，煤层倾角0°～5°，煤层层位及结构简单稳定。综合指数法得到工作面冲击危险综合指数为0.571，判定40309 工作面冲击危险等级为中等，回采期间具有冲击矿压危险。40309 工作面巷道顶底板物理力学参数见表1。

表1 巷道顶底板物理力学参数

40309 工作面巷道顶底板稳定性较差，巷道围岩易产生变形破坏，且工作面具有冲击危险性，使得巷道围岩控制尤为困难。

2 冲击危险性巷道失稳机理

随着工作面的回采，工作面采空区不断扩大，采空区上覆岩层所承受的垂直地应力传递至工作面周围煤岩体，在工作面前方出现应力集中，前方煤岩体所需支承的应力大大增加，加剧了巷道变形，使得巷道围岩破坏严重。图1 为工作面巷道应力分布图。

图1 工作面受力示意图

由图1 可知，在未开采前，工作面巷道上部承受均布应力σy作用，此时煤层整体受力均匀；随着采空区扩大，煤岩体由三向受力变为双向受力，围岩应力重新分布，受垂直方向的不均应力σy作用，不均垂直应力相互叠加。

在工作面开采过程中，工作面煤岩体原有的应力平衡被打破，工作面上覆岩层受力发生变化，在工作面前方发生应力集中现象，载荷传递至底板，加剧巷道底板破坏。当巷道底板破坏深度较大时[3]，巷道底板极易受采动影响形成的高集中静载和剧烈动载叠加扰动影响而诱发底鼓等现象。工作面巷道受力示意图如图2。

图2 工作面巷道受力示意图

由图2 可知，工作面巷道围岩受重新分布的不均载荷影响，产生应力集中现象，高应力集中区域的应力沿巷道煤帮传递至巷道底板，巷道底板受弯矩M 以及上覆不均载荷σy共同作用，巷道底板煤岩体大范围处于塑性破坏状态[4]。随工作面开采，受开采扰动影响，已处于塑性破坏状态的巷道底板煤岩体瞬间滑移涌入巷道自由空间内，进而造成巷道底鼓等现象。

冲击荷载作用于工作面巷道的范围较大，传递的冲击动能加剧巷道围岩变形破坏。工作面围岩受力示意图如图3。

图3 工作面围岩受力示意图

由图3 可知，在巷道开挖后，围岩应力重新分布，受垂直方向的应力σy与水平方向的应力σx作用，煤岩体由三向受力变为双向受力，冲击载荷与垂直应力相互叠加形成应力峰值σmax[5]。从应力峰值σmax的分布可以看出冲击动载荷对工作面巷道的作用范围较大，对工作面巷道整体的稳定性产生不良影响，进一步加剧巷道围岩变形破坏。因此，结合工作面具体情况选择安全合理的巷道围岩控制方案至关重要。

3 巷道围岩控制方案

（1）巷道围岩控制方式

为降低冲击矿压影响，从防治冲击矿压与控制巷道围岩稳定性的角度对巷道进行支护。在顺槽掘进期间采用锚杆锚索支护；在回采时，运输顺槽采用端头液压支架和超前液压支架及单体液压支柱配合进行支护，回风顺槽采用防冲超前液压支架对工作面巷道围岩进行控制。

（2）锚杆锚索支护参数计算

采用直径为22 mm、长2500 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆和直径为21.8 mm、长7100 mm 的锚索对顺槽进行支护。锚杆锚索间排距计算如式（1）、式（2）。

式中：a为锚杆间排距，m；Q为锚杆锚固力，118 kN；k为安全系数，2；γ为上覆岩层平均容重，25 kN /m3；L为锚杆长度，2500 mm；Sa为锚索间排距，m；Rt为锚索的极限破断力，380 kN；Lb为直接顶平均厚度，5.8 m。计算得锚杆间排距应＜0.971 m，锚索间排距应＜1.61 m；确定顶部锚杆间排距为700 mm×800 mm，帮部锚杆间排距为750 mm×800 mm，锚索间排距1400 mm×1600 mm。

（3）超前支架强度计算

支架强度计算公式如式（3）。

式中：h为采高，3.8 m；y0为直接顶岩层容重，25 kN/m³；y1为基本顶及其上覆岩层的平均容重，23 kN/m³；h0为直接顶岩层平均厚度，6.5 m；∑h1为基本顶及上覆岩层的平均厚度，3.88 m；l1为基本顶断裂步距，20 m；k1为矸石支撑系数，1.43；m1为工作面的最小控顶距，5.32 m。代入计算得回采巷道超前支护强度应大于0.307 3 MPa，选取的运顺超前支架ZQL2×6000/23/45 支护强度为0.42 MPa，回顺超前防冲支架ZQL2×3200/19/38 支护强度为0.47 MPa，皆满足强度要求。

（4）巷道围岩控制方案

顺槽掘进期间采用直径22 mm、长度2500 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆和直径21.8 mm、长度为7100 mm 的锚索对顺槽进行支护。顶部锚杆间排距为700 mm×800 mm，帮部锚杆间排距750 mm×800 mm，锚索间排距为1400 mm×1600 mm 如图4。

图4 顺槽支护截面图

在回采期间，运输顺槽采用端头支架和超前支架及单体液压支柱对围岩进行控制，回风顺槽采用防冲超前支架对围岩进行控制。运输顺槽采用端头支架ZFT32000/21/42、超前支架ZQL2×6000/23/45及“单体液压支柱+铰接梁”对围岩进行控制；回风顺槽超前支护150 m，采用超前液压防冲支架ZQL2×3200/19/38 支护137 m，“液压单体+铰接顶梁”超前单体支护13 m。

4 现场实测

为监测巷道支护方案的效果，采用“十字”测点法对巷道围岩变形进行观测。在距工作面50 m处的回风顺槽中布置一组由3 个测点组成的检查点（3 个测点分别位于巷道顶板中线、左右两帮距底板1.5 m 处），观测回采期间回风顺槽两帮移进量及顶板下沉值。回风顺槽围岩变形值如图5。

图5 回风顺槽围岩变形图

由图5 可知，回风顺槽围岩变形值在距离工作面25 m 后逐渐平缓，说明设计的支护方案将冲击矿压对工作面巷道的不良影响控制在较小的范围内，有效减小并分散冲击动能对工作面巷道的破坏；顶板最大下沉量90 mm，两帮最大移进量80 mm，顶板下沉值与两帮移进量皆在100 mm 以内。

5 结论

（1）影响冲击危险性巷道围岩稳定性的主要因素是冲击矿压产生的冲击载荷。

（2）针对巷道围岩失稳原因选取的支护方案可以有效控制冲击危险性巷道围岩变形，围岩控制方案在工作面回采过程中将回风顺槽顶板与两帮变形量控制在100 mm 以内。