本文是一篇工程硕士论文，笔者针对玉溪煤矿3#煤层回采过程中作为后续工作面服务巷道的两条大煤柱留巷支护效果差、巷道变形严重等问题，结合物理力学试验、现场实测、理论分析、数值模拟分析等手段，分析了1301、1302工作面巷道围岩松动圈发育规律，并提出了1303、1304工作面支护方案。
1 绪论
1.1 选题背景与研究意义
我国厚煤层回采产量占全国煤炭总产量的40%~50%，在开采过程中，矿井工作面回采巷道围岩控制不当将直接导致数千万元的经济损失，因此研究厚煤层工作面回采巷道围岩松动圈发育规律，对于选择合理的支护方式、支护参数及指导现场施工有重要现实意义。目前，基于围岩松动圈支护理论的围岩稳定性分类表和支护设计方法在煤矿中得到了广泛应用，并取得了良好的技术经济效果[1]。
山西兰花玉溪煤矿作为新建的厚煤层矿井，其一盘区工作面回采巷道支护参数多依靠经验，在工作面回采过程中，巷道支护效果较差、巷道变形严重，特别是为后续工作面服务的两条大煤柱巷道，在采动影响下变形严重，给工作面及回采巷道带来极大安全隐患，严重影响着煤矿的安全高效生产。
为了保证工作面及回采巷道围岩稳定，有必要深入、系统地研究采动影响下回采巷道围岩松动圈发育规律，探索出适用于玉溪煤矿3#煤层开采的围岩控制理论和技术，对于3#煤层的安全生产具有重要意义。
1.2 国内外研究现状
近年来，国内外许多的专家学者在巷道支护理论与技术研究、围岩松动圈研究、围岩松动圈测试方法研究、巷道支护参数研究等领域取得了丰硕的成果。这些成果在矿山实践中得到了广泛应用，保障了现代矿山的安全高效发展，为矿山安全生产提供了强有力的理论依据。现对四方面的研究进行如下综述：
1.2.1 巷道支护理论与技术研究现状
近几年，随着我国井工煤矿开采深度的不断发展，煤矿巷道支护形式也经历了由单一型支护技术到复合支护型技术的发展历程，逐步由以木支护为代表的被动式支护方式转变为以锚网索喷为代表的主动式支护方式。许多专家学者在巷道支护理论与技术研究上不断深入，提出了许多研究成果。
马立强等人[2]针对长壁工作面穿越断层时产量低、煤质差、施工周期长、安全系数低的问题，提出了一种预开挖巷道群快速穿越断层技术。
张农等人[3]针对巷道延迟注浆效果难以保证的问题，在分析影响注浆效果因素的基础上，采用钻孔窥视电视成像和染色跟踪浆液方法，对延迟注浆参数进行了优化。
何满朝、宗义江等人[4-5]在深入分析复合型软岩巷道围岩的分子膨胀+岩体结构面错动+开挖扰动的复合破坏机制基础上提出了新的耦合支护理论。
牛双建、刘泉生等人[6-7]在对深部矿井典型极软岩巷道矿压显现规律及特点长期现场观测结果分析和室内岩石成分及力学参数测试的基础上在各自领域提出新理论。
2 矿井工程地质条件
2.1 矿井概况
2.1.1 主要地质构造
受区域构造控制，井田地层整体为东高西低，在井田内较大褶曲共有5条褶曲；井田内地面共发现3个陷落柱，井下共揭露15个陷落柱；井田内三维地震解释37个断层。
（1）褶曲
井田内地面控制的5条褶曲轴向以近南北向、NNE向为主，较大褶曲情况如下表：
2.2 工作面条件
2.2.1 工作面煤层情况
工作面开采煤层为近水平煤层，倾角为0~10°，平均倾角为3°。煤层厚度为5.8m~6.2m，平均厚度为6.1m。煤层特征如表2-5。
结合巷道使用情况，为了便于后续对比，此处对各巷道的服务形式进行分类，共包括以下两种：一是一次使用巷道，即仅为本面服务，回采后进入采空区；二是复用巷道，即工作面回采后该巷道因煤柱保护而位于采空区临空侧，因通风、运输等用途而存在，后续继续为其它面服务。
其中，1301工作面胶带顺槽、1301工作面回风顺槽1属于一次使用巷道；1301工作面回风顺槽2、1301工作面回风顺槽3属于复用巷道。
3 煤岩力学性质测试 .......................... 22
3.1 煤岩体力学性质的快速测试 ........................... 22
3.2 煤岩块力学性质的实验室测试 ........................... 22
3.3 本章小结 ........................... 28
4 回采巷道围岩松动圈裂隙特征研究 ......................... 29
4.1 松动圈测试方案及巷道围岩变形情况 ........................ 29
4.2 围岩裂隙发育规律分析....................... 31
4.3 围岩松动范围及现有支护效果分析 ......................... 43
5 围岩控制方案研究 ................................ 50
5.1 1303、1304工作面支护策略 ............................. 50
5.2 切顶卸压方案 ....................................... 50
5.3 其他控制方案 ..................................... 52
6 巷道锚网索支护参数
6.1 支护形式的确定
根据锚网索支护理论分析、围岩裂隙发育规律，同时结合煤层及其顶底板条件，3#煤层综采面回采巷道多数区域属于稳定性较差围岩，此外，顶板厚度较薄，因此该类围岩锚杆锚索支护实质是高预紧力杆体与锚固区域的岩体相互作用组成锚固体，形成统一的承载结构。
煤层埋深较浅、围岩应力较小，动压不明显，采用高强锚杆支护以保证锚杆的可靠性，同时采取有效方法保证巷道表层应力的有效传递，即可满足支护要求。因此，确定巷道采用锚杆锚索联合支护形式，两帮施工锚杆，顶板施工锚杆和锚索，同时配合钢筋梯等辅助材料。需要采取高强锚杆支护，以保证锚杆的可靠性、适应采动要求，同时为了增强表层整体的支护效果，需要有效预紧力，这就需要从护表材料及锚杆锚索预紧力入手，在预紧力及表层力的传递方面需重点考虑，以满足支护要求。
7 主要结论
针对玉溪煤矿3#煤层回采过程中作为后续工作面服务巷道的两条大煤柱留巷支护效果差、巷道变形严重等问题，结合物理力学试验、现场实测、理论分析、数值模拟分析等手段，分析了1301、1302工作面巷道围岩松动圈发育规律，并提出了1303、1304工作面支护方案。主要成果如下：
（1）对玉溪煤矿3#煤层煤岩体取样并进行物理学性能实验得出3#煤块、底板砂质泥岩块体、顶板泥岩块体、顶板粉砂岩块体岩石力学参数。
（2）对巷道围岩变形情况进行了分析。得出工作面一次使用巷道的超前影响范围为155m；对于20~30m护巷煤柱之外的临近巷道，超前影响范围为55~60m，超前35~10m矿压显现异常剧烈；对50m护巷煤柱之外的临近巷道，超前影响范围为70m。深入采空区后方一段距离后临空巷道变形趋于稳定，变形严重，不能满足复用要求。
（3）采用钻孔窥视法分本面一次使用巷道采动影响、复用巷道采动影响、复用巷道无采动影响三种情况，对玉溪煤矿3#煤层煤岩体围岩裂隙发育规律进行了分析说明。
（4）通过对1301工作面临空巷道围岩变形机制研究得出：1303、1304工作面开采厚度为6m，低位关键层及其上方软弱岩层不足以充满采空区，低位关键层形成了明显的悬臂结构，且硬度及强度较大，因此悬臂结构不能破断，无法形成滑移三角区，并维持在图所示稳定前的状态，产生的侧向力向临空侧向煤体传播，对煤柱及临空巷道产生影响。
（5）通过对玉溪煤矿1303、1304工作面围岩裂隙特征及其稳定性研究得出：3#煤层埋深是导致其巷道变形的重要原因之一。对于一次使用巷道，超前支承压力是导致巷道变形的核心原因；临空复用巷道而言，超前支承压力尤其是临空侧向矿压是导致巷道围岩破碎的核心原因，一次采动后围岩应力水平高导致围岩破碎。支护思路是，巷道需沿顶板掘进，以保证顶板的完整性，然后配合卸压和支护，进一步控制底板及两帮的围岩变形。
参考文献（略）
