大同礦區特厚煤層巷道支護技術研究

侯 程

(北京科技大學土木與資源工程學院，北京市海淀區，100083)

同煤集團為我國特大型煤炭企業，現階段煤炭開采逐漸由侏羅紀煤層轉入石炭二疊紀煤層，煤層開采厚度大。以同忻礦為例，煤層厚度平均在15～17 m以上，火成巖侵入3-5#煤層上部6 m左右。目前巷道支護主要采用錨桿支護，作為一種主動支護形式，能有效提高圍巖強度及其承載能力，但煤巷錨桿支護設計方法主要采用工程類比法和經驗法，設計者的主觀隨意性對設計方案影響很大，在實際應用中均暴露出一定的缺點和局限性，所以有必要對煤巷錨桿支護設計進行研究分析，并對支護效果進行監測，得出較好的支護效果和合理的支護方案。

1 工程地質概況

同忻礦8106工作面地表位于辛莊村西北方向，切眼往外120 m處對應地面有煤峪口礦西一風井(已廢棄)，地面標高為1205.3～1303.5 m。上覆為煤峪口礦侏羅系9#、11#、14#煤層采空區。

工作面為一進二回三巷布置，3條巷道相互平行且與盤區3條大巷呈88°，其中2106巷、5106巷沿3-5#煤層底板布置，8106頂回風巷沿3-5#煤層頂板穩定巖層開掘，煤層厚度為12.14～23.43 m，平均7.63 m，純煤厚6.65 m，結構復雜，含夾矸3層，巖性為泥巖、砂質泥巖或高嶺巖，平均厚度約1 m。煤層厚度3～5 m，煤層傾角1°～4°，平均傾角2°，屬近水平煤層。煤巖類型半暗型，煤種為長焰煤。巖墻揭露處使煤變質，燒變范圍預計約0.3～1 m。

2 高強度錨桿支護設計

2.1 初始設計支護參數確定

巷道圍巖的破壞范圍、垂直應力、水平應力分布相差很小，頂板的破壞范圍主要是頂煤，頂板砂巖內水平應力較大，垂直應力相對較小。同時考慮到地應力的作用下，頂煤松軟時，為保證支護強度，有效遏制頂煤破壞，不宜將錨桿排距設計過大。

此外，通過類似工作面的工程地質和生產條件調查，發現采用塑料網+鋼帶支護效果欠佳、巷幫支護構件效果欠佳、錨索托板傳遞應力效果欠佳。因此，綜合巷道支護經驗及以上問題后確定了巷道支護方案如下：

錨桿：頂錨桿采用?20 mm×2400 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用鋼帶、碟形墊(130 mm×130 mm×10mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；聯絡巷幫錨桿采用?18 mm×2000 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用鋼托板(250 mm×250 mm×10 mm)、碟形墊(110 mm×110 mm×10 mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；右幫采用?18 mm×2000 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用W型鋼帶護板(450 mm×220 mm×4 mm)、碟形墊(110 mm×110 mm×10 mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；左幫采用?20 mm×2000 mm玻璃鋼錨桿。

錨索：采用?21.8 mm×8000 mm鋼絞線，頂錨索配套250 mm×250 mm×16 mm鋼托板、KM22型錨具，角錨索配套800 mm長的11#礦用工字鋼、KM22型錨具；

金屬網：頂和幫金屬網采用?4 mm鉛絲，網孔規格為100 mm×100 mm，頂金屬網尺寸為7.5 m×1.2 m，幫部金屬網尺寸為3 m×4 m。

錨固劑：選用MSK2360型樹脂藥卷，每根錨桿裝1支藥卷，錨固長度600 mm；每根錨索裝2支藥卷，錨固長度1200 mm。

巷道交岔點部分頂板均補打錨索，錨索均采用?21.8 mm×10000 mm鋼絞線；錨固劑選用MSK2360型樹脂藥卷，每根錨索裝2支藥卷，錨固長度1200 mm；托板均選用250 mm×250 mm×16 mm鋼托板；錨具均選用KM22型錨具。

支護參數及要求如下：

頂錨桿：聯絡巷每排6根、工作面平巷每排7根，間排距900 mm×800 mm。錨桿與頂板巖壁的夾角不低于75°，靠兩肩角錨桿施工角度為80°且向煤幫的方向，錨桿外露長度10～40 mm，間排距誤差為±100 mm，碟形墊壓鋼帶將其緊貼壁面利用螺母緊固，錨桿錨固力不得小于85 kN/架，預緊力不得小于200 N·m。

幫錨桿：一側每排4根，間排距900 mm×900 mm，緊靠頂板處的幫錨桿距頂板150 mm，與巷幫夾角為80°向上施工，錨桿外露長度10～40 mm，間排距誤差為±100 mm，托板緊貼壁面，螺母緊固，不松動，錨固力不得小于85 kN/架，預緊力不小于200 N·m。玻璃鋼錨桿錨固力不得小于60 kN/架，預緊力不小于40 N·m。

金屬網：在巷道頂角處幫網與頂網不得搭接，必須鋪設整體網，網鋪平鋪展，緊貼頂幫，搭接合理。網與網之間的搭接長度為200 mm，用14#鉛絲雙股連接，聯網間距不大于200 mm，綁扎牢固，扭結不少于3圈。

2.2 數值模擬結果分析

通過FLAC模擬軟件計算得出8106工作面巷道支護前和支護后的圍巖水平應力、垂直應力和塑性區分布云圖分別如圖1、圖2和圖3所示。

圖1 水平應力云圖

由圖1、圖2和圖3可以看出，巷道頂底板圍巖主要受水平應力作用，巷道兩幫圍巖主要受垂直應力作用。按照設計參數進行支護以后，巷道圍巖應力集中區域得到有效控制。在平巷支護前，巷道頂板與水平應力集中區相距約1.6 m，巷道兩幫與垂直應力集中區距離約1.8 m；平巷完成支護后，兩幫垂直應力集中區變為1.2 m，頂板水平應力集中區減小至0.9 m。因此，支護后巷道表面圍巖承載能力得到了提高，圍巖應力集中區明顯向巷道表面移近，圍巖應力狀態顯著得到改善。

圖2 垂直應力云圖

圖3 塑性區分布云圖

3 支護觀測及分析

依據8106工作面上下兩條平巷布置的實際情況，進行頂板離層觀測、頂錨桿受力觀測、圍巖表面及圍巖深部位移觀測等。在2106工作面平巷布置了1個觀測斷面，平巷試驗段布置3個觀測斷面。

3.1 錨桿拉拔力檢測結果與分析

現場分別抽取8根頂錨桿和幫錨桿，拉拔力試驗結果見圖4。

由圖4可知，頂板錨桿錨固力均大于設計錨固力80 kN，兩幫錨桿錨固力均在60 kN以上，均滿足設計要求，錨固效果良好。

3.2 頂板離層觀測結果與分析

根據頂板分層及錨桿長度情況，指示儀深部基點布置在頂板深部10 m處，淺部基點布置在錨桿的端部2.5 m處，試驗數據如圖5所示。

圖4 錨桿拉拔力試驗結果

圖5 頂板離層儀觀測數據曲線

由圖5可知，在錨固區內平巷頂板最大離層值約為7 mm，1#觀測點在40 d范圍附近基本處于穩定狀態，2#觀測點在50 d范圍附近基本處于穩定狀態，3#觀測點在45 d范圍附近基本處于穩定狀態；采用端頭錨桿支護支護區頂板外最大離層值為14 mm，1#觀測點在40 d左右逐漸趨于穩定，2#觀測點在45 d左右逐漸趨于穩定，3#觀測點在50 d左右逐漸趨于穩定。說明平巷巷道錨固效果顯著，支護參數選擇合理，巷道頂板基本處于可控的穩定狀態。

巷道圍巖表面位移觀測結果與分析如圖6所示。

圖6 巷道表面位移觀測數據曲線

由圖6可知，平巷頂底板最大移近量65 mm，兩幫最大移近量75 mm，顯示平巷變形有所降低。

巷道圍巖深部位移觀測結果與分析如圖7所示。

圖7 幫部多點位移計觀測數據曲線

由圖7可知，1#觀測點深度2.1 m，幫部范圍21 d以內一直發生變形，但變形速度逐漸下降，1.2 m范圍內的平巷兩幫變化約為19 mm，1.5～2.5 m范圍內的幫部形變基本超過6 mm，2.5 m周圍的幫部變形量最大，達到27 mm，是整個幫部變形總和的68%；深度2.5 m以外的巷幫基本沒有變形，且變形的間隔相對緩慢。2#觀測點2.5 m范圍內的巷幫也出現明顯的變形，在22 d之后變形量基本趨于穩定，其變形量是變形總量的70%，1 m范圍內的幫部變形量約為15 mm，1～2 m范圍內的幫部變形量為8 mm；2 m范圍外的總變形量為11 mm。整體支護效果良好，實際效果如圖8所示。

圖8 巷道實際支護效果圖

4 結論

(1)大同礦區石炭系煤層厚度大，平巷巷道沿煤層底板掘進，煤層巷道圍巖松軟破碎，煤層和巖層的不連續面容易發生離層，巷道圍巖破壞范圍大，支護難度大。

(2)通過分析地質條件確定初始設計支護參數，經數值模擬后得出的受力影響，并在巷道觀測中進行驗證，結果表明該支護方案使得圍巖應力集中區向巷道表面移近，圍巖承載能力得到提高。

(3)此次研究過程及成果有效應用于大同礦區石炭系厚煤層強礦壓顯現條件下的平巷巷道，對該地區的煤層支護提供了重要的技術依據。