店坪煤礦9-204正巷返修工程實踐

（霍州煤電呂梁山公司，山西 方山 033100）

1 工程概況

霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司方山店坪煤礦9-204綜采工作面位于830水平二采區左翼，工作面開采標高為+828～+930m，工作面東翼為井田邊界，西翼與830水平開拓大巷相通，南翼與9-206工作面相鄰，北翼與9-202工作面相鄰（正在回采），平面位置見圖1。9-204工作面開采9#煤層，9#煤層位于太原組中部，條痕為黑色，玻璃光澤，硬度系數為1.0，砂質泥巖頂板硬度系數為1.48。9-204工作面所采區域內煤體結構較穩定，含有二到四層夾矸，夾矸為砂質泥巖，夾矸總厚度為0.25～0.35 m。煤層厚度較穩定，工作面揭露煤層厚度為2.6～3.6m，均厚3.1 m。9-204布置兩條回采巷道（正巷、副巷），9-204正巷為工作面運煤、進風巷，臨近9-202工作面，區段煤柱寬度為10m，巷道沿9#煤層底板掘進，頂底板巖性見表1。9-204工作面掘進期間揭露25條正斷層，其中斷層F341、F346、F360、F362附近出現少量淋頭水，呈線狀，斷層F341、F346、F360揭露4～6天后淋頭水逐漸減少至無水。巷道掘進期間圍巖整體較穩定，但9-202工作面回采期間，9-204正巷圍巖破壞嚴重。

圖1 9-204工作面采掘工程平面

表1 頂底板巖性特征

2 9-204正巷破壞現狀

2.1 原有支護

9-204正巷為矩形斷面，巷道毛寬4.7m，凈寬4.5m，毛高3.1m，凈高3.0 m。巷道頂板原支護采用錨網梁+錨索聯合支護，選用Φ20 mm×2200 mm左旋螺紋鋼高強錨桿，“五·五”布置，間排距為1000 mm×1000 mm，選用Φ18.9 mm×6200 mm錨索，“三·三”布置，錨索間距1800 mm，距幫550 mm，排距2000 mm；巷幫采用錨網梁聯合支護，選用Φ18 mm×2000 mm 錨桿，“四·四”布置，間排距為1000 mm×1000 mm，最上端錨桿距離頂板300 mm處施工。頂板和兩幫錨桿間的鋼筋梯子梁采用直徑6.5 mm的圓鋼焊制，金屬網均為10#鐵絲編制的菱形網，網孔邊長為50 mm。頂板錨桿采用一支CK2355（孔底）和K2355（孔口）樹脂錨固劑加長錨固，錨固力要求不低于100 kN，幫錨桿采用一支CK2355樹脂藥卷，錨固力不低于50 kN，頂板錨索采用一支CK2355（孔底）樹脂藥卷和兩支K2355（孔口）樹脂藥卷，錨固力不低于250 kN。

2.2 9-204正巷破壞特征

9-204正巷成巷后，在9-202工作面回采期間，巷道圍巖失穩破壞嚴重，見圖2。由圖2可以看出，巷道頂板整體下沉嚴重，底板中部底鼓明顯，兩幫表面顯著內移。經現場測試，頂板下沉量和幫部內移量為300 mm左右，底板底鼓量為800 mm左右，圍巖主要破壞形式為底板底鼓，巷道頂板冒落高度達1.3m，兩幫破碎垮落，原有支護錨桿、錨索普遍失效。

圖2 9-204正巷破壞實況及素描圖

3 返修支護方案設計

經調查，9-204正巷受到多個斷層構造的影響，巷道圍巖較破碎，原有支護失效后，頂板冒落高度達1.3m，可認為巷道松動圈厚度為1300 mm。根據圍巖松動圈分類原則[1]，松動圈處于1000～1500 mm內（中松動圈），屬于一般圍巖（III類），可采用懸吊理論設計其支護參數，但考慮到臨近工作面采動及斷層構造的影響，本文將以一般不穩定圍巖（IV類）來設計返修支護方案，并采用非彈性區理論和組合拱理論進行支護參數設計。支護范圍為巷道開挖后的非彈性區，其非彈性區半徑計算見式[2-3]（1）：

式中：P為地壓，MPa；r0為巷道等效半徑，m；C為圍巖粘聚力，MPa；R0為非彈性區半徑，m；φ為圍巖內摩擦角，°；巷道斷面為矩形條件下，等效圓半徑計算見式（2）：

式中：a為巷道寬度的1/2，m；h為巷道高度，m。

9-204工作面埋深約為230m，上覆巖層平均容重取2.48 kN/m3，故地壓為5.7MPa，巷道頂底板均為砂質泥巖，依據室內力學實驗結果，其圍巖的粘聚力為1.42MPa，內摩擦角為34°，9-204正巷擴刷后寬度為5.7m，a=2.85m，高度為3.7m，由式（2）計算得到巷道等效圓半徑為3.4m，代入式（1）計算得到非彈性區半徑為3.95 m。則頂板非彈性區深度a1為R0-0.5h=3.95-1.85=2.1m，兩幫非彈性區深度a2為R0-a=3.95-2.85=1.1 m。

頂板冒落拱高度計算見式（3）：

式中：f為普氏系數，取1.48。

頂板錨桿承受載荷，見式（4）：

式中：K1為采動影響系數，取1.3；γ為上覆巖層容重，kN/m3；S為冒落拱內頂板巖層截面積，m2；D為頂板錨桿排距，：m。

根據式（3）計算得到冒落拱高度為1.95m，冒落拱包絡線內頂板截面積為10.62 m2，頂板巖層容重為24.8 kN/m3，假設頂板錨桿排距為1.0m，則頂板錨桿承受的載荷為358.34 kN。

頂板錨桿錨固長度計算見式（5）：

式中：d為錨桿鉆孔直徑，m；τ為錨固劑與圍巖粘結抗剪強度，MPa；m為富余系數，取1.1。

錨桿鉆孔直徑為28 mm，巖體與錨固劑的抗剪強度為6MPa，則頂板錨桿錨固長度L1=51 mm。頂板和幫部錨桿由錨固段、有效加固段及外露段組成，則頂幫錨桿計算見式（6）、式（7）：

由式（6）計算得頂板錨桿長度為2.71m，取2.8 m；幫部錨桿長度為1.71m，取2.0 m。

假設頂板錨桿間距為1.0 m（每排6根），單根頂板錨桿載荷為Q=358.34/6=59.72 kN，則頂板錨桿直徑，見式（8）：

式中：σt為錨桿抗拉強度，MPa。

錨桿材料抗拉強度為600MPa，計算可得錨桿直徑為20.3 mm，取22 mm；采用同樣原理計算得到幫部錨桿直徑為18.2 mm，取20 mm。

錨桿間排距理論計算見式（9）：

式中：為錨桿間距，m；G為頂板錨桿錨固力，取100 kN。K為安全系數，取1.8。

由式（9）計算可得，頂板錨桿間排距為0.91m，為保證巷道穩定，取0.7 m。

圖3 返修巷道支護平面布置

結合9-204正巷圍巖破壞現狀及上述理論計算的結果，設計返修期間支護方案：頂板選用Φ22 mm×2800 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距700 mm×700 mm；幫部采用錨網梁支護方式選用Φ20 mm×2000 mm錨桿，間排距700 mm×700 mm。頂板選用Φ21.8 mm×6300 mm錨索，間排距1400 mm×1400 mm，返修巷道支護情況見圖3。

4 9-204正巷返修施工及效果驗證

4.1 返修施工

9-204巷返修需對圍巖進行擴刷，形成矩形斷面后再進行支護，圍巖擴刷可分為挑頂、擴幫、臥底三部分。

（1）挑頂施工：挑頂寬度5.7m，挑頂后巷道高度不小于3.7 m（根據頂板冒落情況調整），每次挑頂進尺0.8m，采用風鎬進行擴刷，挑頂后立即進行頂板支護，錨桿錨固選用K2335和Z3537樹脂藥卷各一支，安裝時錨桿錨固力不小于25 t，預緊力矩不小于200 N·m，錨桿錨固深度不小于2.75m，靠近兩幫的錨桿向外側傾斜20°，頂板錨桿配合BHW-300-5.2型鋼帶聯合支護。頂板錨索錨固選用一支K2335和兩支Z3537樹脂藥卷，錨固力不小于35 t，預應力不小于250 kN，錨索布置在兩排錨桿之間，隔排布置。

（2）臥底方案：采用風鎬進行全面臥底，遇到底板巖層較堅硬時，采用放松動炮破碎底板，通過人工將矸石鏟運至皮帶，臥底后巷道凈高度不小于3.7 m。

（3）擴幫施工：擴幫采用風鎬破除為主，擴刷后巷道寬度不小于5.7m，擴幫施工循環進尺不大于1.4m，擴刷須將表面清理干凈后方能進行支護，錨桿錨固劑為一支K2335樹脂藥卷，錨固力不小于15 t，預緊力距不小于100 N·m。

4.2 效果監測

9-204正巷返修施工完成且9-204工作面正常投產后，采用“十字布點法”[4]監測得到9-204正巷表面位移變化規律見圖4。9-204正巷返修后，頂板下沉量為21 mm，兩幫移近量為25.5 mm。在9-204工作面回采期間，測點與工作面距離由220 m減小到60m，頂板下沉量增大為49 mm，兩幫移近量增大為44 mm，巷道表面變形量平穩增加；受工作面超前支承壓力的影響，當測點與工作面距離小于60 m后，巷道表面變形量急劇增大，頂板下沉量增大至87 mm，兩幫移近量增大至79 mm，而當測點距工作面小于20 m以后，巷道變形量趨于穩定。綜上可知，9-204正巷返修后，巷道圍巖變形均控制在合理范圍內，支護方式效果較好。

圖4 運輸順槽圍巖位移變化規律

5 結語

1）現場調研發現，9-204正巷受9-202工作面的采動影響，頂板下沉量和幫部內移量為300 mm左右，底板底鼓量為800 mm左右，圍巖主要破壞形式為底板底鼓，巷道頂板冒落高度達1.3m，原有支護錨桿、錨索普遍失效。

2）通過理論計算，確定頂板選用Φ22 mm×2800 mm 左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距700 mm×700 mm；幫部采用錨網梁支護方式選用Φ20 mm×2000 mm 錨桿，間排距700 mm×700 mm。頂板選用Φ21.8 mm×6300 mm錨索，間排距1400 mm×1400 mm。

3）采用“十字布點法”對返修后的巷道圍巖位移情況進行監測，頂板下沉量最大為87 mm，兩幫移近量最大為79 mm，巷道圍巖變形均控制在合理范圍內。