掘錨分離巷道圍巖變形特征及支護技術研究

劉 毅

（山西焦煤西山煤電官地煤礦 ，山西 太原 030022）

0 引言

礦井正常生產過程中，工作面的快速銜接，能夠保證礦井高效的生產。工作面銜接速度主要受巷道掘進速度以及穩定程度影響，保證工作面巷道的穩定性不僅能夠提高礦井生產的安全性，并且能夠提高礦井的生產效率。工作面巷道的穩定性主要取決于巷道的支護方式，目前在大多數厚煤層工作面，主要采用綜采放頂煤工藝，這種采煤工藝煤層采出量大，效率高，但其也帶來了一系列問題，巷道的支護效果差，錨桿支護自動化程度低，對巷道掘進速度有一定影響[1]。為進一步優化掘進、支護一體化的生產工藝，提高其普及范圍，本文以西山煤電集團官地礦中六采區上組煤軌道巷為生產背景，通過FLAC3D數值模擬方法，對巷道在掘進與支護分離時的巷道圍巖特征進行了研究，提出了支護優化方案[2-4]。

1 工程概況

官地煤礦中六采區上組煤采區軌道巷布置在3#煤層中，煤層厚度為2.43m～3.66m，巷道沿煤層頂板掘進。巷道埋深約為850～900m，走向長度約1900m。巷道斷面形狀為矩形，掘進寬度為5.0m，高為3.5m，掘進斷面積為17.5m2。

2 掘錨分離巷道圍巖變形破壞特征分析

2.1 模型的建立

圖1 不同錨桿布置方案示意圖

根據官地煤礦中六采區上組煤軌道巷參數條件，采用FLAC3D軟件建立其數值模擬計算模型，對巷道掘進、支護過程中圍巖的塑性區、應力及位移等情況進行模擬，從而獲得圍巖變形規律。中六采區上組煤軌道巷斷面形狀為矩形，掘進寬度為5.0m，高為3.5m。在掘進巷道后方15m范圍內布置有四種不同支護方案：方案一，無支護條件；方案二，頂板每排布置2根錨桿；方案三，頂板每排布置4根錨桿；方案四，頂板每排布置6根錨桿、每兩排布2根錨索，如圖1所示。

2.2 不同支護方案下圍巖應力分布

圖2、3為四種錨桿支護布置方案下巷道圍巖的應力分布情況，如圖所示：在掘進工作面后方15m的范圍內，采用不同的支護方式，巷道圍巖的應力狀態差別較大，但圍巖最大應力狀態差別較小。

1）由四種支護方案下垂直應力分布情況可以看出，巷道頂板均為應力降低區，這是因為巷道開挖后，頂板內部應力釋放，應力水平降低；兩幫內部均出現應力集中，應力最大位置位于煤壁內部5m左右，最大垂直應力在12.5～12.8MPa范圍內。由方案一可以看出，巷道掘進后在無支護條件下，頂板應力降低區較大，冒落拱高度較高，在加入支護后，應力降低區范圍明顯減小，冒落拱高度降低，并且隨著支護參數的加密，冒落拱逐漸減小。

2）由四種支護方案下水平應力分布情況可以看出，在無支護條件下，頂板水平應力降低區較大，在加入支護后，水平應力降低區范圍減小，最大水平應力有所降低，但降低幅度不大，最大水平應力在12.85～13.05MPa范圍內，這是因為在加入錨桿支護后，錨桿的擠壓作用力使得頂板整體性提高，抗壓強度增大，圍巖內部受力均勻，穩定性提升。

圖2 巷道圍巖垂直應力場分布

圖3巷道圍巖水平應力場分布

2.3 不同支護方案下圍巖位移分布

圖4 、圖5為四種錨桿支護布置方案下巷道圍巖的位移分布情況，如圖所示：采用不同的支護方式，巷道圍巖的位移情況有著較大的差別。巷道掘進后，在無支護條件下，巷道頂底板移近量為135.9mm，圍巖頂、底板位移量較大，頂、底板易出現離層、底鼓等現象；在加入錨桿支護后，隨著支護密度的增大，頂底板移近量逐漸減小，采用方案四即每排頂板布置6根錨桿，2根錨索時，頂級版移近量為20.2mm，位移量明顯減小。采用不同支護方案時，巷道兩幫位移量變化較小，兩幫圍巖相對比較穩定。

圖4 巷道圍巖垂直位移場分布

圖5 巷道圍巖水平位移場分布

圖6 為巷道掘進后方不同位置以及不同支護參數條件下巷道頂板下沉量曲線圖，由圖分析可知，掘進后方15m范圍內，巷道圍巖位移變化較大，隨著支護密度增大，巷道頂板下沉量逐漸減小，當頂板采用4根錨桿和6根錨桿時，頂板下沉量幾乎相等。

圖6 不同位置及不同數量錨桿支護下頂板下沉曲線

2.4 不同支護方案下圍巖塑性破壞區分布

圖7 為不同支護方案下巷道圍巖塑性區分布圖，由圖可知，巷道在無支護條件下，圍巖塑性區較大，頂板塑性區最高達到4m，在施加錨桿支護后，巷道圍巖塑性區逐漸減小。由于施加錨桿支護后，巷道頂板強度增大，巷道兩幫及前方煤壁承受載荷降低，塑性區范圍也有所降低。

圖7 巷道圍巖塑性破壞區分布形態

根據對上述四種方案數值模擬結果可知，巷道在加入支護后圍巖穩定性明顯提高，對比幾種巷道支護方案可知，采用方案四條件下，巷道圍巖變形量最小，塑性區范圍最小，最終確定官地礦六采區上組煤軌道巷頂板支護方式即頂板每排布置6根錨桿，2根錨索。

3 中六采區上組煤軌道巷支護設計

3.1 支護方式及參數

根據上述數值模擬分析結果，結合官地煤礦過去巷道支護工程經驗，最終確定中六采區上組煤軌道巷采用“錨桿+錨索+金屬網”聯合支護方式。

1）頂板支護：錨桿采用Φ22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排布置6根錨桿，間距為800mm和950mm，排距為1000mm。錨桿采用兩只加長錨固劑，型號分別為MSK2335和MSZ2360，錨固長度為1200mm。錨索采用Φ22mm×6300mm高強度低松弛預應力鋼絞線，每排布置兩根，間距為1600mm，排拒為2000mm。錨索采用兩只錨固劑，型號分別為MSK2335和MSZ2360，錨索錨固長度為1970mm。W鋼護板規格為4mm×280mm×450mm(厚×寬×長)。頂板采用金屬網護頂，網片規格為5400mm×1100mm。

2）巷幫支護：錨桿采用Φ22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排布置4根錨桿，間距為900mm，排距為1000mm。錨桿采用一支樹脂錨固劑，型號為MSZ2360，錨固長度為760mm。W鋼護板與頂板相同。兩幫采用金屬網護幫，網片規格3300mm×1100mm。中六采區上組煤軌道巷支護斷面如圖8所示。

圖8 中六采區上組煤軌道巷支護斷面圖(mm)

3.2 支護效果分析

圖9 巷道表面位移監測曲線

1）巷道表面位移監測。采用十字布點法對巷道圍巖表面位移量進行實時監測監測結果如圖9所示。由圖可知，優化支護方案后，巷道頂底板移近量最大為62mm，兩幫移近量最大為57mm，隨著掘進面不斷地前進，巷道圍巖表面移近量逐漸穩定，基本不在變化，由此證明該支護方案效果較好。

2）頂板離層。在頂板巖層中安裝頂板離層儀，從監測結果知，頂板巖層內部基本無離層現象出現。因此，采用該巷道支護方案，對巷道圍巖穩定性起到了較好的作用。

4 結論

1）由官地礦中六采區上組煤軌道巷數值模擬分析得出，相比較于無支護條件下，巷道圍巖在采用錨桿支護方式時，巷道圍巖垂直應力降低，垂直應力峰值在12.5～12.8MPa范圍內，頂板冒落拱范圍明顯減小，兩幫煤壁內部均出現應力集中現象；水平應力降低區范圍減小，應力峰值變化不大，在12.85～13.05MPa范圍內；巷道頂板塑性區明顯減小，對兩幫及掘進面前方煤體載荷減小，塑性區也有所降低。

2）根據中六采區上組煤軌道巷數值模擬結果，最終決定采用“錨桿+錨索+金屬網”的聯合支護方式，并對支護參數進行了設計。通過對巷道表面位移、頂板離層情況監測結果可知，巷道圍巖變形量較小，由此證明該支護方案合理，能夠很好地保持巷道的圍巖穩定。