摘要：针对采区轨道大巷在邻近的51301工作面采动影响下出现围岩变形量大、支护难度高等问题，结合现场情况提出综合采用切顶卸压+恒阻锚索补强方式控制采区轨道大巷围岩变形。具体在采区轨道大巷邻近的51301运输巷内布置切顶卸压钻孔，通过深孔爆破方式切断采面顶板与采区轨道大巷顶板间应力传递路径；恒阻锚索对采区轨道大巷顶板、两帮进行补强加固，并与原有支护体系相互配合，实现动压影响巷道围岩变形有效控制。现场应用后，轨道大巷围岩变形量大问题得以较好解决，巷道断面收敛量较小，表明现场采用的围岩支护技术取得较好应用成果。

　　关键词：深部开采；动压影响；巷道支护；围岩控制；切顶卸压；恒阻锚索

　　0引言

　　巷道是井下煤炭运输、行人、通风等的主要通道，维护巷道围岩稳定是煤炭安全高效回采的前提，特别是随着采掘深度不断增加以及采面开采范围不断增大，巷道受采动压力影响更趋明显，导致巷道围岩控制难度有所增大[1-4]。深部区域动压影响巷道围岩变形量较大且受采动压力影响明显，严重时甚至出现顶板冒落、支护体系失效等问题，为此众多的学者对深部开采动压巷道围岩控制工作开展研究，其中王炯等[5]以德通煤矿2201采面动压影响巷道为研究对象对动压巷道围岩变形破坏特征及围岩应力分布特征等进行分析，随后提出综合使用恒阻大变形锚索+聚能爆破切顶方式维护动压巷道围岩稳定，现场应用后回采采动压力对巷道影响明显降低，巷道断面收缩率由60%降至13%；林健等[6]以王坡矿3320回风巷围岩控制为工程背景，对回采期间顶板三维应力演化规律进行分析，结合分析成果提出在超前工作面140~80 m范围内对顶板实施水力压裂，切顶顶板应力传递路径，从而为动压影响巷道创造良好的应力环境条件；司建礼[7]结合15203工作面顶板结构以及采面生产条件，提出采用水力压裂技术弱化顶板，实现采空区顶板及时垮落并阻断采空区悬臂梁与回采巷道间应力传递路径，矿压监测结果表明水力压裂完成后采面护巷煤柱内应力均值降低约30%，改善了采面回风巷应力环境；康天慧等[8]对景福矿15108进风顺槽在动压影响下的围岩变形特征进行分析，提出通过长短锚索、钢带联合方式强化围岩支护强度，减少巷道围岩变形量。文中就结合以往研究成果，以山西某矿51301工作面动压影响巷道围岩控制为工程背景，提出采用切顶卸压+恒阻锚索补强方式控制围岩变形，现场取得较好应用效果。

　　1工程概况

　　51301工作面设计回采13#煤层，煤厚均值为3.15 m、倾角6°~18°,煤层赋存稳定，顶底板岩性以砂质泥岩、灰岩以及泥岩为主。具体岩性参数，如表1所示。51301工作面设计推进长度为950m、斜长为120 m，采用综采开采方式，全部垮落法管理顶板，具体开采期间使用的主要设备包括有ZZ8000/22/44型液压支架、MG300/730-WD型采煤机、SGZ-764/400型刮板输送机等，采面采用一进一回的U型通风方式。51301工作面北侧为圈定的51303工作面（实体煤）、南侧为采区集中巷道，其中51301运输巷与采区轨道大巷间留设有25m宽保护煤柱，具体采面位置如图1所示。采区轨道巷在现有的支护方式下，受51301工作面回采影响，导致巷道出现一定程度的变形量大问题。

　　轨道巷围岩变形以巷道变形、底鼓为主，巷道段面收缩面积达到48%，给轨道巷行人、运输等带来较大影响。轨道巷原设计采用锚网索支护方式，其中顶板锚杆（直径×长度=22 mm×2500mm）按照900 mm×1 000 mm间排距布置，顶锚索（直径×长度=17.8 mm×8 200 mm）按照1 600 mm×3 000 mm间排距布置；巷帮锚杆（直径×长度=22 mm×2 500 mm）按1 000 mm×1 000 mm间排距布置，虽然对现有巷道支护参数进行加密（将顶板及巷帮锚杆间排距均缩小至800 mm×800 mm），但是仍无法有效控制轨道巷围岩变形量。

　　2动压影响巷道围岩控制技术

　　采区轨道大巷受51301工作面回采扰动影响，导致轨道大巷围岩出现一定程度应力集中，导致围岩变形量增大，若能阻断采动压力向轨道大巷的应力传递路径即可有效改善巷道围岩受力环境，同时对轨道大巷进行补强加固，进而实现动压影响巷道围岩变形有效控制。基于此，文中提出采用切顶卸压及恒阻锚索补强为基础的动压巷道围岩支护技术，具体围岩控制流程，如图2所示。具体围岩控制流程包括以下3个方面：在51301运输巷超前采面一定距离在进行深孔切顶爆破，使得运输巷靠近煤柱帮顶板形成一定深度的切顶缝；在轨道大巷内使用恒阻锚索进行补强加固，提高轨道大巷顶板支护强度及抗变形能力；在回采期间对轨道大巷围岩变形情况持续跟踪，并结合现场围岩控制效果调整切顶及恒阻锚索补强支护参数。

　　2.1运输巷顶板切顶卸压

　　切顶卸压效果与切顶参数密切相关，结合51301工作面现场地质条件采用下述公式切顶切缝高度，具体如式（1）所示：

　　Hf=（Hc-ΔH1-ΔH2）/（k-1）.（1）

　　式中：Hf为切缝高度，m；Hc为采高，取3.15 m；ΔH1为顶板下沉量，0.06 m；ΔH2为底鼓量，0.05 m；k为岩体碎胀系数，取1.4。将H采高=3.15 m、ΔH1=0.06 m、ΔH2=0.05 m、k=1.4等参数带入公式（1）后，计算得到Hf=7.6 m。

　　考虑到13#煤层直接顶K2灰岩厚度在7.3~9.29 m，为切断顶板应力传递路径，将切缝高度适当增加，具体增至9.5 m。依据15111回风顺槽现场情况，将切顶钻孔布置在顶板距煤柱帮200mm位置且垂直顶板布置，切顶钻孔沿着巷道走向布置，间距800 mm。在切顶孔内放入4节聚能管（外径×长=42 mm×1 500 mm），确保封孔距离在3.5 m以上。

　　2.2轨道大巷恒阻锚索补强

　　在轨道大巷顶板上布置恒阻锚索进行补强支护，恒阻锚索允许巷道顶板有一定的变形量并持续给顶板提供较大悬吊作用力。具体轨道大巷内恒阻锚索布置情况如图3所示。顶板恒阻锚索（直径×长度=21.8 mm×9 200 mm）按照间距×排距=1 200 mm×1 600 mm布置，每排布置5根，最外侧的2个恒阻锚索与巷帮间距均为300mm、均有15°外插角，中部的3根恒阻锚索均垂直顶板布置；巷帮恒阻锚索（直径×长度=21.8 mm×6 200 mm）每排布置2根，间距×排距=1 200 mm×1 600 mm，均垂直巷帮施工。

　　2.3动压巷道控制效果分析

　　在51301运输巷进行切顶卸压阻断了轨道巷与51301工作面顶板间应力传递路径，从而有效降低51301工作面回采对轨道大巷围岩变形影响；同时通过恒阻锚索对轨道大巷顶板、巷帮补强支护，充分发挥顶板自稳能力与恒阻锚索悬吊效果，减少顶板离层量及巷帮变形量。轨道大巷与51301运输巷间留设的25 m宽保护煤柱也可充分发挥护巷效果。布置测站持续监测轨道大巷围岩变形，具体结果如图4所示。切顶及补强支护完成后，轨道大巷围岩变形耗时75 d趋于稳定，其中顶板下沉量、两帮位移量分别控制在102、83 mm以内，围岩变形量整体较小；轨道大巷围岩变形量主要发生在51301工作面后方，虽然进行切顶卸压，但是回采后采空区顶板垮落、弯曲及下沉等仍会对轨道大巷产生一定影响，通过护巷煤柱以及恒阻锚索补强等保护后，采动对轨道大巷影响整体较小。围岩变形监测结果表明，现场采用切顶及恒阻锚索支护参数较为合理，切顶卸压护巷技术可实现动压影响巷道围岩变形有效控制。

　　3结语

　　受51301工作面回采影响，采区轨道大巷出现一定程度的围岩变形量大问题，虽然通过锚杆加密等措施强化支护，但是围岩变形量仍未出现收敛。减少采动压力对采区轨道大巷围岩应力影响是实现采区轨道大巷围岩控制的关键所在。结合现场情况，提出在51301运输巷内施工切顶卸压钻孔阻断采面顶板与轨道大巷顶板间应力传递路径，同时在轨道大巷顶板、巷帮通过恒阻锚索给围岩足够的支护强度，减少围岩变形量。

　　结合现场情况对51301运输巷内切顶卸压钻孔布置参数以及采区轨道大巷恒阻锚索补强支护方案进行设计，并进行工程应用。结果表明，采用的切顶卸压+恒阻锚索结合方式可实现动压影响巷道围岩变形有效控制，采区轨道大巷顶板、两帮位移量分别控制在102、83 mm，巷道断面收敛量较小，可满足后续使用需求。

　　参考文献

　　[1]董运涛，杨艳玲.回采动压下软岩巷道全断面封闭支护技术研究[J].中国矿山工程，2010，39（4）：37-39.

　　[2]宋晓彪.动压巷道柔性锚杆“固—卸—转”支护技术研究[J].山东煤炭科技，2023，41（1）：29-31.

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　　[4]孙扬，王志远，张爱民，等.深埋高应力大变形巷道支护技术研究[J].中国矿山工程，2021，50（6）：26-30.

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　　[7]司建礼.景福煤矿动压巷道切顶护巷技术研究[J].能源技术与管理，2021，46（4）：93-94.

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