高动压巷道分次联合支护及快速掘进技术研究

武传伟

（兖州煤业股份有限公司济宁三号煤矿，山东 济宁 272000）

随着我国煤炭开采逐步向地下深部发展，开采环境日益复杂，巷道受开采扰动影响围岩应力剧增，导致围岩破碎或产生大变形，影响巷道的掘进效率和正常使用[1-2]。传统的支护技术多采用一次支护设计，支护密度大、成本高，不能有效地控制高动压巷道的围岩变形，且支护工序占时较长，不利于巷道的快速掘进[3-4]。因此，开展高动压巷道分次联合支护及快速掘进技术研究，具有重要的工程意义[5]。

1 概况

济宁三号煤矿十八采区位于矿井北部，采区面积为5.2 km2，设计开采上组煤3上、3下煤层。3上煤煤层厚度0.75～3.95 m，平均厚度2.17 m，3上煤辅助运输顺槽处于断层破碎带，围岩破碎严重，在掘进过程处于高动压状态，易出现冒顶等危害，严重威胁掘进作业人员和设备的安全。

2 高动压巷道围岩控制理论

2.1 高动压巷道围岩稳定性影响因素分析

高动压巷道围岩稳定性的主要影响因素包含：岩性及围岩强度、开采深度及巷道断面尺寸和采动产生的影响等。

（1）岩性及围岩强度。岩性主要是指围岩的裂隙和节理发育情况，煤岩体中常含有裂隙、节理和软弱结构面。一般来说，岩性较好的围岩裂隙和节理不发育，岩体较为完整，抵抗高动压的能力也较强。裂隙和节理较多的围岩，抵抗高动压的能力较差，在同等条件下，相较岩性较好的围岩更容易发生变形破坏。同时，围岩强度也是影响巷道变形的重要因素之一，围岩强度可反映围岩的承载能力，围岩强度越小，巷道就越容易变形失稳。

（2）开采深度及巷道断面尺寸。开采深度越大，巷道上覆围岩自重应力相应增大，巷道开挖后围岩变形速度加剧，塑性区扩展范围较大。巷道断面尺寸与巷道变形之间具有近似线性的关系，即巷道断面越大，围岩变形量也越大。因此，应按围岩和开采条件，确定合理的巷道断面尺寸，减小围岩变形量。

（3）采动产生的影响。回采工作面推进过程中可产生超前支承压力，对临近工作面及巷道产生扰动作用。此时，巷道在超前支承压力的作用下，围岩处于高应力状态，且顶板承载作用减弱，引起巷道围岩的破碎及变形。

2.2 高动压巷道围岩控制理论

（1）能量支护理论。能量支护理论是基于物理学的能量守恒原理提出的。根据能量转换与守恒的基本自然规律，该理论将围岩的开挖和支护视为能量释放和吸收的过程，即巷道开挖释放弹性能，支护结构则可将该部分能量吸收，并在能量作用下发生形变，但总的能量是不变且守恒的。可通过支护结构特性，调整两者之间的能量关系，使围岩与支护结构共同稳定。

（2）应力控制理论。应力控制理论起源于前苏联，该理论将围岩的受力状态和应力分布视为引起巷道失稳破坏的根本原因。基于该理论，可采用优化巷道断面形状和尺寸、优化开采参数及围岩加固等手段，改善围岩的应力状态，减小围岩应力集中区，从而提升围岩的抗变形能力。

（3）分次联合支护理论。该理论的基本支护理念是选择合理的支护时机，采用多种支护技术进行围岩支护。分次联合支护技术以“先柔后刚，柔让适度”为指导思想，在巷道开挖初期，采用柔性支护，允许巷道产生一定的变形，并释放部分能量，之后，再选取合适的支护时机进行刚性支护。

3 高动压巷道分次支护及快速掘进技术

针对3上煤辅助运输顺槽处于高动压状态、围岩应力较大的问题，为有效控制巷道围岩变形，保证回采巷道的掘进安全，提高复杂条件下巷道的掘进效率，基于分次联合支护理论提出在3上煤辅助运输顺槽采用“让压锚杆+螺纹钢锚杆+锚网+钢筋梯子梁+锚索”的分次联合支护方法，其支护方案如图1。主要支护参数如下：

图1 3上煤辅助运输顺槽支护方案（mm）

顶板支护：采用Φ20 mm×2200 mm的让压锚杆，间排距均为1000 mm×900 mm，每根锚杆采用2根快速树脂药卷锚固，设计锚固力大于140 kN。锚索采用Φ17.8 mm×7200 mm的钢绞线，双排布置，间排距1400 mm×1800 mm，设计锚固力大于260 kN。锚杆、锚索托盘均采用高强托盘，锚网采用10#镀锌铁丝编制。

两帮支护：采用Φ20 mm×2200 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×900 mm，每根锚杆采用2根快速树脂药卷锚固，设计锚固力大于140 kN，锚索托盘采用高强托盘，锚网采用10#镀锌铁丝编制。

3上煤辅助运输顺槽采用12CM15-10D型连采机进行掘进，掘进工序为：截割、装载、运输和支护。

3上煤辅助运输顺槽的分次支护工艺为：第一次支护紧跟掘进工作面，安装顶板让压锚杆，保证巷道作业空间的安全性。当围岩发生一定的变形量后，进行二次支护。二次支护时机为滞后于工作面10～15 m，二次支护主要采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆和钢绞线锚索对巷道两帮及顶板进行支护。采用分次联合支护技术，一方面实现了巷道掘进和支护的平行作业，另一方面可有效控制围岩位移。

4 分次联合支护及快速掘进效果分析

结合3上煤辅助运输顺槽的实际地质情况，在FLAC3D中建立数值模拟模型，对所采用的分次联合支护技术的工程效果进行评价。图2为巷道开挖及完成二次支护后的位移云图。

图2 二次支护后围岩位移云图

由图2（a）分析可知，巷道开挖支护后，顶板下沉量最大值为25.59 mm，底板底鼓量最大值为12.49 mm，顶底板最大移近量38.58 mm。由图2（b）可知，巷道两帮中部水平变形量最大，左帮最大变形量为4.88 mm，右帮最大变形量为9.26 mm，两帮相对移近量最大值为14.24 mm。

综上可知，巷道顶底板形变量均较小，可见，3上煤辅助运输顺槽所采用的分次联合支护技术可有效改善围岩应力分布状态，控制围岩变形，保证巷道的稳定性。经实测表明，采用分次联合支护技术后，3上煤辅助运输顺槽掘进速度可提高35 m/月，具有明显的经济效益。

5 结论

（1）分析了高动压巷道围岩稳定性的主要影响因素包含岩性及围岩强度、开采深度及巷道断面尺寸和采动产生的影响等，阐明了能量支护理论、应力控制理论、分次联合支护理论等高动压巷道的围岩控制技术。

（2）结合3上煤辅助运输顺槽处于高动压状态的工程背景，提出在3上煤辅助运输顺槽采用“让压锚杆+螺纹钢锚杆+锚网+钢筋梯子梁+锚索”的分次联合支护及快速掘进技术，并对主要支护参数进行了设计。

（3）基于数值模拟技术，分析了3上煤辅助运输顺槽的围岩位移。结果表明，采用分次联合支护技术后，巷道顶底板形变量均较小，巷道处于稳定状态，且掘进速度提高了35 m/月。