榆樹坡煤業1204工作面運輸順槽巷幫破壞控制技術分析與應用

趙朝陽

（山西寧武榆樹坡煤業有限公司，山西 寧武 036700）

1 工程概況

山西寧武榆樹坡煤業1204 工作面位于一采區，工作面主采2#煤層均厚4.5m。基本頂為粗砂巖，均厚6.18m，局部發育砂質泥巖、泥巖、炭質泥巖的直接頂，直接底為泥巖，均厚2.62m，基本底為粉砂巖，均厚7.70m。工作面采用綜采放頂煤采煤工藝，全部垮落法管理頂板。1204 進風順槽沿2#煤層頂板掘進，巷道斷面為矩形，凈寬為5000mm，凈高為3600mm。巷道原本采用錨桿、錨索、鋼筋鋼帶和網片的聯合支護方式，頂板錨索Φ17.8×6200mm，間排距為2100×1000mm，頂板錨桿Φ20×2000mm，間排距為2100×1000mm，兩幫采用玻璃鋼錨桿，間排距為1200×1000mm。具體支護參數如圖1 所示。巷道在掘進期間巷幫破壞嚴重，出現大量片幫情況，急需采取有效措施保證巷道兩幫的穩定。

圖1 1204 運輸順槽原有支護斷面圖

2 煤巷幫破壞控制技術分析

2.1 煤巷幫穩定性控制原則

相關研究提出的工作面煤壁防片幫技術[1-2]，包括減緩煤壁所受壓力、提高采煤工藝水平、臺階煤壁采煤法和改善煤體性質四個方面。盡管巷幫煤體的變形破壞特征與工作面煤壁的變形破壞存在差異，但二者在機理方面存在一定的共同點。基于此研究結論，提出主要從以下三個方面對巷幫煤體的穩定性進行控制。

（1）減緩巷幫煤體的應力差值

相關研究表明，煤巷開挖后將使得一定范圍內煤體受到的垂直應力增大，水平應力降低，當水平與垂直應力間差值增大到一定程度后巷幫便會發生破壞。因此，通過改善煤幫的受力狀態，降低主應力間的差值，便能夠在一定程度上減輕煤幫的破壞程度。具體減緩煤幫所受壓力的方法，可以采用改一次全斷面掘進為兩次掘進成巷、提高支護強度等方式。

（2）優化掘進工藝

在控制巷幫煤體穩定方面，通過優化掘進工藝能夠在一定程度上減小掘進施工對巷道兩幫煤體的破壞。可通過優化斷面形狀、加快掘進速度、控制斷面尺寸和保證掘支錨一體化等方式來提升巷幫煤體的穩定性[3-4]。

（3）改善煤體性質

根據巷道圍巖的強度強化理論，錨桿（索）的支護方式能夠有效地改善巷道煤巖體的力學參數、提升巷道圍巖的強度、減小巷道圍巖破碎區的半徑和圍巖變形量，另外通過煤層注水、注漿加固等方式能夠在較大程度上改善煤體的性質，提升煤巖體的穩定性。

2.2 煤幫破壞數值模擬分析

根據1204 工作面的具體地質條件，采用UDEC數值模擬軟件對不同掘進工藝和不同支護強度下巷幫煤體的破壞特征進行模擬分析。

（1）掘進工藝對煤幫破壞的影響

對巷道采用全斷面一次掘進和上下兩次掘進，設置上下部掘進高度均為1.9m，通過數值模擬該兩種不同掘進工藝下巷道兩幫的破壞特征。具體巷道掘進后兩幫煤體的破壞特征如圖2 所示。

圖2 不同掘進工藝時巷幫煤體的破壞特征

圖2 中深色區域為兩幫煤體的裂隙發育區域，虛線內部的區域為煤體松散垮落區域。通過分析圖2 能夠得出，當采用上下兩次掘進成巷時，巷道開挖后兩幫煤體裂隙的發育程度、破壞深度、破壞高度和破壞范圍與全斷面一次掘進成巷時相比明顯減小，另外分析圖2（b）能夠看出，分上下兩次掘進成巷時，巷道右幫煤體的破壞深度大于左幫煤體的破壞深度。

（2）支護強度對煤幫破壞的影響

為分析支護強度對巷道兩幫煤體破壞特征的影響，分別模擬不同支護強度下1204 運輸順槽兩幫煤體的破壞特征。設置支護強度分別為0.2MPa 和0.6MPa，得出兩幫煤體破壞特征如圖3 所示。

圖3 不同支護強度兩幫煤體破壞特征

通過分析圖3 可知，當巷道支護強度由0.2MPa增大到0.6MPa 時，煤幫的破壞程度明顯減小；當支護強度為0.2MPa 時，巷道兩幫的最大移近量為0.17m；當支護強度為0.6MPa 時，兩幫最大移近量為0.12m 和0.11m。為進一步確定合理的支護強度，在此模擬結果基礎上對支護強度為0.4MPa、0.8MPa和1MPa 時兩幫破壞情況進行模擬分析，得出當支護強度為0.4MPa 時，巷道兩幫的最大移近量減小了40mm，當支護強度增大到0.6MPa 后，巷道兩幫的破壞程度基本不再發生變化。

通過模擬分析可知，在1204 運輸順槽掘進時采用上下兩次掘進成巷，兩幫煤體的破壞深度較小；提高支護強度也能夠有效地減小兩幫煤體的破壞程度。模擬結果顯示，合理的支護強度為0.6MPa。

3 1204運輸順槽巷幫控制方案與效果

3.1 1204運輸順槽煤幫控制技術

根據1204 工作面運輸巷兩幫煤體的具體變形特征和控制煤巷幫穩定性的原則及數值模擬分析結果，確定采用上下兩次掘進成巷、兩幫表面噴涂柔性材料和一次強力支護的方式來控制兩幫煤體的穩定，具體控制方案如下：

（1）在巷道掘進時，采用上下兩次掘進成巷的方式，上下部掘進高度均為1.9m，在上部掘進后及時安裝頂板及兩幫錨桿（索），兩幫上部錨桿的安裝數量應不少于3 根，且底部一根距離底板的距離小于500mm。

（2）為控制巷道在掘進過程中兩幫及頂板的穩定，在巷道施工掘進完成一個循環后，及時進行錨桿（索）施工，減小無支護的距離，在錨桿錨索安裝過程中，保證錨桿的初始扭矩為280N?m，錨索的預緊力不小于250kN。

（3）將1204 運輸順槽原支護中使用的菱形金屬網更換為規格100mm×100mm 的鋼筋網，提高護表效果，實現錨桿（索）受力的整體性。

（4）根據1204 運輸順槽在掘進時遇到的巷道上部煤體破壞嚴重的情況，確定巷道掘進采用短掘短支的施工工藝，并加強巷道掘進過程中的礦壓監測。

3.2 支護方案設計

基于上述煤幫穩定性的控制技術，結合數值模擬確定的合理支護強度為0.6MPa，對1204 運輸順槽的支護方案進行具體設計。1024 工作面運輸順槽的斷面形狀為矩形，巷道凈寬×高=5×3.6m，巷道頂板錨桿間排距為900×1000mm，錨索采用每排兩根的布置方式，排距為2000mm；頂板錨桿采用直徑為Φ22mm、型號為Q335 左旋無縱筋螺紋鋼筋，巷道兩幫錨桿間排距800×850mm，巷道兩幫錨桿規格為Q335 左旋無縱筋螺紋鋼筋，直徑為Φ20mm；頂板及兩幫錨桿錨固劑采用MSK2335+MSZ2360 樹脂錨固劑，錨固長度均為1200mm；巷道頂板錨索規格為Φ18.9×6300mm的鋼絞線，錨索錨固劑采用MSK2335+MSZ2360型樹脂藥卷錨固，錨索的錨固長度為1938mm。采用菱形金屬網進行護表， 網片規格為4050mm×1100mm，網間搭接長度為100mm。如圖4 所示。

圖4 1204 運輸順槽優化后支護斷面示意圖

3.3 效果分析

為比對1204 運輸順槽煤幫控制技術和優化后支護方案的有效性，在隨后的巷道掘進過程中采用煤幫控制技術和優化支護方案，對巷道的表面位移進行持續監測。在滯后掘進工作面20m 的位置布置礦壓監測站，每天對圍巖表面位移的數據進行一次記錄，持續觀測1 個月。根據監測數據，得出如圖5 所示的巷道圍巖變形—時間曲線。

圖5 1204 運輸順槽圍巖變形曲線

根據圖5 能夠看出，圍巖在0~15d 內的變形量較大，頂底板最大移近量為75mm，兩幫最大移近量為100mm，頂底板的變形速率為5mm/d，兩幫變形速率為6.66mm/d；在14~30d 的時間內巷道頂底板及兩幫移近量均基本保持穩定，表明巷道圍巖已經處于穩定狀態，巷道圍巖變形量在優化后的支護方式下得到了有效控制。1204 運輸順槽在采用煤幫控制技術和優化后的支護方案后，巷道在掘進過程中基本無巷幫片幫及頂板冒落的現象出現，巷道在掘進期間巷幫煤體破壞嚴重的問題得到了有效的控制。

4 結論

針對1204 工作面運輸巷在現有支護條件下掘進過程中巷道幫部破壞嚴重的具體情況，通過分析影響巷幫穩定性的控制原因，對不同掘進工藝和不同支護強度下的煤幫破壞情況進行模擬，確定采用巷幫穩定性控制技術和新的支護方案，礦壓監測結果顯示上述方案實施后，巷道圍巖變形量和巷幫煤壁破壞情況均得到了有效控制。