新景煤矿特厚泥岩顶板巷道变形特征及控制技术

马海红

（华阳新景公司，山西 阳泉 045000）

新景煤矿8128综采工作面主采8号煤层，8号煤层赋存稳定，结构较复杂，一般含2层夹石，下部夹石由南向北逐渐增厚，最厚处达0.61 m。煤层以镜煤、亮煤为主，内生裂隙发育。煤层总厚2.34～3.54 m，平均厚度2.94 m，倾角2°～10°，平均倾角6°。煤层顶底板具体岩性情况见表1。

表1 煤层顶底板结构Table 1 Coal seam roof and floor structure

8128综采工作面位于+525水平，地面标高850—1 042 m，工作面标高520—556 m，埋藏深度为336～506 m。工作面井下位于8号煤芦南区北翼采区，东为8127工作面（正掘），南为8号煤芦南区北翼采区大巷，西为8129工作面（未掘），北为525水平中条带大巷。

目前8128工作面正在掘进进风巷，巷道为矩形断面，净宽5 m，净高2.8 m，走向长1 545 m，沿8号煤层顶底板掘进，采用“锚杆+锚索+W钢带+金属菱形网”支护。由表1可知，巷道顶板为厚度较大的软弱泥岩，在掘进过程中不易维护，巷道变形严重，甚至出现局部冒顶的现象。为此，需对特厚泥岩顶板条件下的巷道变形机理及围岩控制技术展开研究。

在8128进风巷顶板钻取泥岩并带回实验室，采用X射线衍射仪对其组成成分进行分析，测试后的衍射图谱如图1所示，顶板泥岩矿物分成见表2。

图1 顶板泥岩X射线衍射图谱Fig.1 X-ray diffraction pattern of roof mudstone

表2 顶板泥岩矿物成分Table 2 Mineral composition of roof mudstone

由图1、表2可知，8128进风巷顶板泥岩中72.81%为黏土类矿物，其中高岭石的含量最高，达到了38.42%，这使得泥岩顶板的强度较低，且遇水后极易软化变形。

将泥岩试样先进行浸泡饱水，后将其风干，共进行4个循环的饱水—风干测试，分析顶板泥岩遇水后的软化崩解程度。如图2所示，泥岩试样在经过2个循环的饱水—风干测试后发生了断裂，并出现了明显的崩解现象，经过4个循环测试后，泥岩试样已完全崩解成碎块。

图2 顶板泥岩饱水—风干测试Fig.2 Water saturation-air drying test of mudstone roof

采用扫描电镜对对泥岩试样的微观结构进行分析，扫描结果如图3所示。可以看出，在泥岩表面，大量矿物碎屑杂乱分布，其中绿脱石主要为片状或叶状，伊利石呈丝缕状，高岭石呈四边形板状。各颗粒之间分界明显，相互凝聚或无规则叠加，构成大量的孔隙（1～3 μm）。巷道开挖后，应力重新分布，使得裂隙进一步扩展发育，并逐渐贯通，为矿井水的流动提供了水力通道。

图3 顶板泥岩电镜扫描图Fig.3 Scanning electron microscope of mudstone in roof

3.1 巷道原支护形式

8128进风巷在掘进初期围岩情况较好，在掘进3个月后顶板的下沉量急剧增大，局部区域甚至出现了冒顶，严重影响井下安全生产。现场原支护具体参数如下。

（1）顶板。顶锚杆采用直径18 mm，长度2 000 mm的螺纹钢锚杆，间排距为800 mm，每排布置6根，铁托板长度、宽度为150 mm，厚度15 mm；
顶锚索采用直径16 mm，长度8 000 mm的高强度低松弛钢绞线制成，间距为2 400 mm，排距为1 600 mm，每排布置2根，铁托板长度、宽度为120 mm，厚度15 mm，每排锚索用3 000 mm的槽钢连接在一起。顶板下方铺设40 mm孔径的金属网。

（2）巷帮。巷帮采用圆钢可回收锚杆进行支护，锚杆直径18 mm，长度2 000 mm，间排距为800 mm，每排布置4根，铁托板长度、宽度为120 mm，厚度10 mm；
在煤柱帮补打锚索，锚索直径16 mm，长度7 000 mm，间距为1 800 mm，排距为2 400 mm，采用2 200 mm长的槽钢进行连接。两帮铺设塑钢网护表。

3.2 巷道顶板变形破坏特征

通过大量的现场观测分析，总结8128进风巷特厚泥岩顶板的破坏特征主要有以下方面。

3.2.1 初期变形量较大

由于顶板泥岩强度较低，巷道开挖后，在应力卸载的作用下，顶板变形量急剧增加，在开挖前10 d，顶板的平均变形速度达到了9 mm/d以上。

3.2.2 顶板发生塑性流变

在巷道掘进期间，对顶底板变形情况进行了持续观测，观测结果见表3。可以看出，掘进前2个月内，变形情况不明显；
在第3个月后，顶底板移进量大幅度增长。说明巷道围岩自开挖后一直处于塑性流变状态，其变形趋于稳定的周期达到150 d甚至更长，动压显现明显且持久，不利于巷道维护。

表3 顶板变形监测情况Table 3 Roof deformation monitoring

3.2.3 支护结构失效破坏

由于巷道变形量较大且变形持续时间较长，局部区域出现冒顶，顶板下沉导致顶板锚杆脱出，悬吊于泥岩顶板上，失去支护能力；
大量锚索托盘存在外翻现象，且部分锚索拉断，金属网内兜矸较多，形成大量网包，严重威胁巷道安全生产。

3.2.4 顶板下位岩层破坏严重

对顶板进行钻孔窥视，巷道直接顶下位泥岩层0～2 m裂隙发育程度高且已相互贯通；
2～5 m的岩层裂隙发育程度有所缓和，但存在轻微离层；
5～8 m的岩层完整性较好，但随着时间的推移，浅部围岩破坏冒落后，深部围岩也会逐渐离层垮落。因此，需加强对下位岩层的支护强度，提高支护构件的刚度。

4.1 支护方案优化

（1）巷道开挖后及时对围岩表面进行混凝土喷浆，封闭围岩表面，防止空气中的水分弱化顶板泥岩，其中顶板喷层厚度不低于40 mm，巷帮上部500 mm内喷层厚度不低于20 mm。

（2）锚杆优化。顶板采用直径20 mm，长度2 200 mm的高强度螺纹钢锚杆取代原支护锚杆，间距由800 mm调整至940 mm，排距由800 mm调整至900 mm；
巷道两帮依旧采用原规格圆钢锚杆，将支护间距增大至850 mm，排距增大至900 mm；
为阻止岩层水平滑移错动，减缓帮角裂隙的发育程度，巷帮顶底2排锚杆分别向上和向下倾斜20°施工。

（3）锚索优化。顶板锚索长度由8 000 mm增加至10 300 mm，间排距不变，每排2根，原支护方案中顶锚索均垂直施工，为防止岩层出现拉伸破坏，优化后顶锚索分别向巷帮两侧倾斜20°施工；
巷道煤柱帮不再施工锚索。

4.2 现场应用效果分析

对巷道支护方案进行优化后，采用多点位移计对巷道掘进及回采期间的变形情况进行监测。监测结果如图4所示。

图4 巷道位移监测曲线Fig.4 Roadway displacement monitoring curve

由图4（a）可知，巷道在掘进期间，变形量增长主要集中在前20 d，在掘进40 d后逐渐趋于稳定，其顶板最大下沉量为111.3 mm，两帮最大移进量为72.8 mm，整体变形量较小，主要表现为顶板变形，遇构造时需及时补强支护。巷道稳定后，对其顶板裂隙发育情况进行观测，裂隙主要集中在巷道围岩浅部0～0.7 m，且裂隙张开度均低于50 mm，围岩整体完整性较好。

由图4（b）可知，回采期间，巷道超前工作面40 m时围岩变形开始明显增大，超前工作面25 m时变形量急剧增加，在超前支承压力的扰动下，巷道顶板的最大下沉量为374 mm，两帮最大移进量为248 mm，均满足工作面安全生产的要求。

通过现场观测及试验分析得出，引起新景煤矿8128进风巷变形破坏的主要原因为顶板泥岩强度低且厚度大，原支护参数不合理，下位岩层支护强度较低。针对巷道顶板变形破坏特征，对支护参数进行了优化，现场实践结果表明，巷道在掘进及回采期间的围岩变形量较小，保证了矿井安全高效生产。