某礦沿空動壓巷道變形特征分析及錨桿支護方案優選

李　強

(山西汾西礦業集團賀西煤礦)

某礦12302采煤工作面位于該礦所處井田北部、北翼三采區東側，是三采區第4個回采工作面，整個工作面呈北偏東向、南偏西向布置。該工作面垂直深度為-592～-615 m，地質儲量8.12 Mt，可采儲量5.55 Mt。12302采煤工作面主采煤層為石炭—二疊系月門溝群太原組12下層煤，礦區內見煤點煤層厚1.2～1.92 m，平均1.6 m(含0.1～0.4 m厚夾矸)，屬中厚煤層，結構中等，層位穩定，煤層厚度變化較小，煤類單一。12下煤層頂板為粉砂質泥巖、細砂巖，硬度系數f=4；煤層偽底板為泥巖，底板為第8層石灰巖，結構致密堅硬，厚約6.2 m，硬度系數f=6.5。本研究以該工作面沿空動壓巷道(12306軌道巷)為例，結合實測成果對該巷道變形特征進行分析，針對原有支護方案存在的不足進行優化設計。

1　12306軌道巷支護結構及變形特征

1.1　巷道支護結構

12306軌道巷(圖1)原采用錨網+鋼筋梯作為永久支護，支護材料為φ18 mm×1 800 mm等強金屬螺紋錨桿、樹脂藥卷以及菱形網，菱形網采用相互連扣的連接方式，用鋼帶壓邊，鋼帶采用2根φ12 mm圓鋼焊接而成，縱向安裝。頂板錨桿間排距為800 mm×900 mm，幫部錨桿間排距為800 mm×900 mm。頂板支護緊跟迎頭，并在前探梁安全支護下及時打錨桿，錨桿距離迎頭不大于900 mm，并及時鑿掉浮矸。

圖1　某礦12306軌道巷位置示意

1.2　巷道變形特征

1.2.1巷道支護結構破壞特征

通過現場考察發現，12306軌道巷在初期掘進過程中穩定性較好，隨著12302工作面開采，受動壓影響，圍巖與支護體發生變形、破壞，甚至出現片幫問題。巷道支護結構破壞特征主要表現為：①受12302工作面回采的影響，巷道出現片幫現象，影響巷道正常使用，頂板受力不均勻，出現不同程度下沉；②支護體破壞較嚴重，頂板出現離層現象，錨桿末端外露，部分區域出現“網兜”現象，肩角及巷幫中部區域部分錨桿失效，幫部鋼筋梯出現彎折現象[1-4]。

1.2.2巷道圍巖破碎程度與支護結構分析

為了解在原有支護結構的作用下，受動壓影響巷道圍巖的破碎程度，本研究采用鉆孔窺視儀對巷幫及頂底板煤巖體進行觀測[5-8]。具體方案為在距離12302工作面煤壁前方20，40，60，80 m處12306軌道巷巷幫兩側及頂底板分別布置4 m深探測鉆孔(觀測點)(圖2)，采用鉆孔窺視儀對探測鉆孔逐個進行探測，鉆孔內每間隔0.2 m取1個記錄點，并記錄相應的觀測數據。

圖2　觀測點布置示意

對鉆孔窺視儀的探測數據(圖3、圖4)進行分析可知：

圖3　1#觀測點圍巖破碎特征

(1)煤柱側巷幫破壞深度大于實體煤側，且煤體的破壞程度較大，煤壁前方20～60 m處巷幫煤體破碎深度逐漸減小。80 m處巷幫煤體破碎情況與60 m處基本一致，煤體破碎受采動影響較小，錨桿的初始支護強度不足，以致煤體破裂范圍較大，此時兩幫破碎深度已達1.8 m。

(2)頂底板巖體破壞深度與巷幫側相似。煤壁前方20～40 m處巖體破碎深度呈減小趨勢，80 m 處頂底板破碎程度與60 m處相似，即60～80 m區段內圍巖受采動影響非常小。錨桿支護結構對頂板的控制效果不理想。

隨著巷道圍巖破碎程度逐漸增大，其承載能力不斷降低[9-11]。合理有效的巷道支護體能夠將巷道圍巖維持在三軸受力狀態，從而提高煤巖體的承載能力，將巷道破碎和圍巖變形控制在正常生產可以接受的范圍內[12-15]。通過對12306軌道巷圍巖破壞特征進行監測分析，發現該巷道原有支護方案的不足有：①錨桿選型不合理，巷道兩幫錨桿應用φ18 mm×1 800 mm等強度金屬螺紋錨桿，未施加預緊力，錨桿實際作用長度小于巷幫破壞范圍，無法有效發揮錨固作用；②錨桿支護密度需要優化，巷道兩幫出現片幫現象，頂板出現“網兜”現象，因此有必要加大錨桿支護密度，加強巷幫及頂板的整體性；③鋼筋梯安裝角度不合理，鋼筋梯作為支護體系的一部分，其與錨桿、錨網是互為影響的，在支護結構中，鋼筋梯一般采用縱向安裝方式，易與巷幫一并發生變形，同時也會影響錨桿的支護性能。

圖4　2#觀測點圍巖破碎特征

2　12306軌道巷支護方案優選

2.1　支護方案設計

根據12306軌道巷現場監測結果以及動壓巷道圍巖變形的控制原則，在確保經濟合理的情況下，本研究設計了如下3種巷道支護方案。

2.1.1方案Ⅰ

選用規格為φ22 mm×2 200 mm無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護，頂板與實體煤側巷幫錨桿端頭錨固，錨桿間排距為800 mm×800 mm；右幫錨桿全長錨固，錨桿間排距為600 mm×800 mm，靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝(圖5)。

2.1.2方案Ⅱ

選用無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護，錨桿規格為φ18 mm×1 800 mm，頂板與實體煤側巷幫錨桿端頭錨固，錨桿間排距為800 mm×800 mm；右幫錨桿全長錨固，錨桿間排距為600 mm×800 mm，靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝；幫頂選用φ22 mm×4 000 mm注漿錨索，排距為2 000 mm×2 000 mm(圖6)。

2.1.3方案Ⅲ

選用無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護，錨桿規格為φ22 mm×2 200 mm，頂板與實體煤側巷幫錨桿端頭錨固，錨桿間排距分別為800 mm×800 mm、1 400 mm× 800 mm；右幫錨桿全長錨固，錨桿間排距為800 mm×800 mm，靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝；幫頂選用φ22 mm×4 000 mm注漿錨索，排距為2 000 mm×2 000 mm(圖7)。

圖5　方案Ⅰ支護示意(單位：mm)

圖6　方案Ⅱ支護示意(單位：mm)

圖7　方案Ⅲ支護示意(單位：mm)

此外，上述3種方案中，托盤選用規格為1 500 mm× 1 500 mm×8 mm(長×寬×高)高強度托盤，其承載能力不低于錨桿桿體的極限破斷力。頂板錨桿的預緊力應不小于20～30 kN，兩幫錨桿設計錨固力為80 kN。為保證支護結構具有較高的耦合性以及煤體的整體性，將鋼筋梯的安裝方向變為橫向，采用8#鐵絲編織的菱形金屬網配合鋼筋梯使用。

2.2　支護方案優選

在12302工作面回采及12306工作面軌道巷掘進的復合作用下，采用上述3種支護方案后，12306軌道巷的位移變化數值模擬分析結果如圖8所示。

圖8　12306軌道巷位移變化特征

分析圖8可知：采用3種支護方案時，12302工作面從12306軌巷前方70 m位置推進至其后方80 m 位置，巷道頂板下沉量相差較小；對于巷道兩幫變形的控制效果，方案Ⅰ明顯優于方案Ⅱ及方案Ⅲ。綜合分析可知，方案Ⅰ對于12306軌道巷變形的控制效果優于方案Ⅱ、方案Ⅲ。

3　結　語

以某礦沿空動壓巷道(12306軌道巷)為例，對該巷道的變形破壞特征及已有支護方案的不足進行了詳細討論，在此基礎上設計了3種錨桿支護方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ)。通過數值模擬分析，認為方案Ⅰ對于巷道變形的控制效果較優，故而推薦采用該方案進行巷道支護施工。

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