深井構造異常區小煤柱巷道支護優化研究

張 斌 王 沖 賈海賓

（山東新巨龍能源有限責任公司，山東 菏澤 274918）

在我國東部礦區，煤礦開采深度逐漸增加，生產條件日益復雜[1]。為滿足回采工作面生產需要，回采巷道需穿過斷層、褶皺、節理等構造異常區，加之巷道小煤柱掘進，應力分布復雜，圍巖自穩能力差，造成巷道易變形、支護困難、后期開幫臥底工作量大等問題[2-3]，大大增加了礦井開采難度，影響礦井正常生產，降低了礦井的效率和效益，同時礦井安全生產受到威脅[4]。因此開展深井異常區小煤柱巷道支護優化的研究，具有較大的理論及工程價值。

1 概況

山東能源新礦集團新巨龍公司開采水平現已延深至-980m，地面標高為+43.6m，最大開采深度已超千米，具有埋深大、表土層厚、斷層構造發育等特點。回采巷道受斷層構造應力影響較大，巷道斷面大，回采動壓顯現強烈。

2305S 工作面位于二采區，東接2306S 工作面，南臨畢垓南斷層，西為2304S 面采空區，北臨二采準備、開拓巷道。新巨龍礦主采3#煤層，厚9m 左右，平均埋深-985m，傾角在0～11°之間，3#煤f（堅固性系數）=1～2。直接底為均厚10.25m 的砂質泥巖，f=3～5；直接頂為均厚14.25m 的粉砂巖，f=5～6。礦井采用小煤柱護巷施工工藝，2305S 工作面沿空側煤柱設計寬度為4.5m。由于巷道受側向壓力、掘進擾動、斷層構造產生的應力，頂板及小煤柱側圍巖破碎，巷道支護難度加大。

2 原支護方案及效果分析

2.1 原支護方案

（1）頂板支護

錨桿為無縱肋螺紋鋼式樹脂錨桿，型號為MSGLW600， 在 頂 板 打 設6 根， 配 合 眼 距900mm 的6 眼W 鋼帶。錨桿規格：Φ25mm，長2500mm，間排距900×1000mm。桿錨錨固力應大于150kN。

錨索采用6300～10300mm 的高預應力鋼絞線，Φ21.8mm，錨固方式為加長錨，頂板每排4 根，間排距1200×2000mm。錨索預緊力不小于200kN。

（2）幫部支護

幫部錨桿規格、材質與頂板一致，Φ25mm，長度2500m，幫部設置5 根，上部配3 眼T 型鋼帶，下部配2 眼T 型鋼帶，錨桿間排距為900×1000mm。

錨索材質為高預應力鋼絞線，Φ21.8mm，幫部每排設3 根，間距1300/1600mm，排距2000mm。實體幫上部及中間眼位錨索長度8300mm，下部眼位錨索長度4300mm；小煤柱幫上部眼位錨索長度8300mm，中間及下部眼位錨索長度4300mm。

原方案支護如圖1 所示。

圖1 原方案頂板及兩幫支護剖面圖

2.2 原方案支護效果分析

原支護方案采用工程類比法進行設計，參照2303S 工作面及2304S 工作面小煤柱支護方案。由于二采區開采深度逐漸增加，在開采2304S 工作面時，2304S 上平巷礦壓顯現強烈，最大變形超1m，在開采期間，對上巷頂板及兩幫重新補打錨索梁加強支護方才滿足回采需要。2305S 上平巷采用原方案施工，30d 后小煤柱側頂板變形達201mm，且仍有變大趨勢。頂板及實體幫側多根錨桿、錨索斷裂，且有輕微震頂現象。因此需對2305S 上平巷進行優化支護，確保掘進及回采期間巷道圍巖穩定。

3 支護方案優化及效果分析

3.1 優化支護方案

針對2305S 回采工作面工程地質條件及變形破壞特征，提出一種聯合支護方案，即“頂板全錨索支護+U 型錨索梁加強支護+注漿加固”的支護優化方案。支護如圖2 所示。

（1）頂板支護

在原方案的支護基礎上，將頂板錨桿更改為長度3800mm 的中空注漿錨索，錨索型號SKZ22-1/1770，間排距為900×1000mm；將頂板錨索更改為4200mm U 型錨索梁，間距為2000mm（U29 型錨索梁，一梁三索，眼距1800mm），U 型錨索梁所用注漿錨索長度為6300 ～10300mm。

（2）幫部支護

在原方案的支護基礎上，將幫部中間眼位錨桿更改為長度3800mm 的中空注漿錨索，錨索型號SKZ22-1/1770，幫部鋼帶更改為2 片3 眼T 型鋼帶，形成幫部封閉支護；將幫部錨索更改為長度2600mm U 型錨索梁（U29 型錨索梁，一梁二索，眼距2000mm），實體幫U 型錨索梁所用注漿錨索長度為8300mm，小煤柱側U 型錨索梁所用注漿錨索長度為上部8300mm、下部3800mm。

圖2 優化方案頂板及兩幫支護剖面圖

3.2 數值模擬分析

（1）建立計算模型

為對比分析支護優化前后巷道圍巖變形及受力特征，運用FLAC3D進行模擬研究，建立長×寬×高=120m×100m×80m 的模型。模型的約束為：底部采用固定約束，兩側面采用水平約束。彈塑性極限為Mohr-Coulomb 準則[5]。根據新巨龍礦井實測地應力情況，模型垂直應力取值為20MPa。建立模型如圖3 所示，巖層物理力學參數如表1 所示。

圖3 計算模型

表1 煤巖體物理力學參數表

（2）模擬結果分析

圖4 不同方案最大主應力和豎向位移分布云圖

由圖4（a）最大主應力分布圖對比分析，兩方案最大主應力均分布在巷道實體幫，且優化方案最大主應力小于原方案最大主應力，優化方案最大主應力左幫向圍巖深部發展。說明優化方案可優化巷道圍巖的應力分布，圍巖應力向穩定性更好的深部傳遞，充分調動了深部圍巖的承載力保證巷道穩定。由圖4（b）兩方案的豎向位移圖可知，巷道最大豎向位移位于巷道頂板，但不沿巷中對稱分布，而是靠近采空區一側稍大些，優化方案最大豎向位移為78.3mm，原方案豎向位移為235mm。可得出新方案可加強巷道整體圍巖強度，尤其對小煤柱側圍巖有較好的加固作用，有利于控制巷道圍巖變形。

3.3 現場應用效果分析

對小煤柱巷道2305S 上平巷進行變形監測分析，2305S 上平巷頂底板最大位移98mm，兩幫最大位移126mm。當監測位置距離迎頭超過60m后，監測位置巷道變形趨于穩定。與原方案對比，巷道頂底板位移減小了103mm，兩幫位移減小了124mm，支護效果較好，極大地減少了工作面開采前的開幫、臥底工作量。

4 結論

通過數值模擬及現場實測得出“頂板全錨索支護+U 型錨索梁加強支護+注漿加固”的支護優化方案可顯著降低巷道的變形量，尤其是巷道小煤柱側的變形量，極大降低回采期間巷道的安全隱患，對工作面生產、礦井接續安排等均產生較為有益的效果。