斜溝煤礦18505工作面支護優化

王 睿

(山西西山晉興能源有限責任公司 斜溝煤礦，山西 興縣 033602)

沿空掘巷是指在確定工作面回采巷道位置時，沿著靠近相鄰區段工作面采空區邊界附近布置回采巷道的方法，沿空掘巷可劃分為3種形式：留設大煤柱沿空掘巷、留設小煤柱沿空掘巷和完全沿空掘巷。隨著地質條件的變化，沿空掘巷的支護-圍巖關系也存在一定程度上的差異性，因此巷道圍巖控制時需綜合考慮各種因素的影響。近年來，礦井開采向深部煤層方向發展，此時采場圍巖應力復雜程度高，且極易受到原巖應力的影響，這些因素導致綜放工作面沿空掘巷布置及巷道維護難度系數增大。沿空掘巷技術面臨煤柱合理留設、圍巖應力分布規律、巷道維護與圍巖控制等一系列亟待解決的技術難題。

以斜溝煤礦18505工作面材料巷為研究背景，通過理論分析、數值模擬計算、礦壓現場監測分析等方法，對18505工作面材料巷圍巖控制技術進行研究，以提高工作面煤炭回采率、控制支護成本、提高經濟效益。

1 工程概況

山西西山晉興能源有限責任公司斜溝煤礦18505工作面位于15采區，工作面走向長度為6 442 m，傾向長度為294.6 m，工作面東側為實煤區，南側為15采區上山大巷，北側247.8 m外是斜溝煤礦井田邊界，西側為18503工作面采空區。工作面開采8#煤層，煤層均厚為 3.86 m，平均傾角為9.2°，一般含1～2層泥巖夾矸，厚度不穩定。煤層直接頂為泥巖，均厚為1.84 m，節理裂隙較為發育；基本頂為細粒砂巖，厚度為0～15.71 m，均厚7.89 m，巖層呈中粒結構，塊狀構造，巨厚層狀；底板為泥巖和中粒砂巖。工作面采用綜采一次采全高采煤工藝，采高為3.86 m.

18505工作面材料巷沿18503工作面采空區掘進，區段煤柱為13 m，巷道沿煤層頂板掘進，掘進寬度5.2 m×高度3.6 m，巷道原有支護方案為錨網與錨索聯合支護，頂板錨桿間排距為 900 mm×900 mm，頂板錨索間排距為 1 800 mm×900 mm，兩幫錨桿間排距 1 000 mm×900 mm，原有支護方式見圖1. 在現有護巷煤柱寬度和支護方案下，巷道掘進期間兩幫最大變形量達到510 mm，頂底板最大移近量達到400 mm，且易出現頂板冒頂、兩幫煤壁片幫的現象，為保障巷道圍巖穩定需進行分析研究。

圖1 18505工作面材料巷原有支護方式圖

2 沿空掘巷覆巖運動特征

2.1 沿空掘巷上覆巖層結構運動特征

針對厚煤層大采高工作面沿空掘巷而言，掘進前后及回采過程中，其上覆巖層結構運動變化規律復雜程度更高；沿空掘巷上覆巖層結構主要表現為垂直于工作面的推進方向，且沿空掘巷留設的煤柱會受到多次采動的影響；沿空掘巷頂板的關鍵層在煤體側上方發生斷裂形成“弧形三角塊”結構[1-2]，模型中關鍵塊B的受力狀態對巷道圍巖結構穩定性的影響程度最高，見圖2.

圖2 沿空掘巷“弧形三角塊”結構模型示意圖

隨著工作面回采作業的進行，覆巖基本頂的斷裂會導致其在側向一定范圍內形成懸臂梁結構，主要作用是承擔覆巖載荷。隨著工作面的推進，基本頂再次發生破斷并與周圍巖體形成鉸接結構，即基本頂關鍵塊結構，關鍵塊體繼而發生回轉下沉，其兩端分別由煤柱和采空區矸石進行支撐，一般處于較穩定的狀態，這在一定程度上保證了巷道圍巖的穩定性。

2.2 沿空掘巷側向支承壓力分布特征

大采高工作面沿空掘巷時，可將沿空掘巷側向支承應力分布劃分為4個區域，依次為：內應力場破碎區、內應力場塑性區、外應力場彈性變形區及原巖應力區[3-4]，沿空掘巷側向支承應力分布見圖3.

圖3 沿空掘巷側向垂直應力分布特征圖

沿空掘巷側向支承應力分布區域特征如下：

1) 破裂區沿空掘巷鄰近采空區側煤體受劇烈采動影響，煤體內破壞變形嚴重，對上覆巖層的承載能力較弱，需通過相應的支護技術或者措施進行圍巖控制。

2) 塑性區。這個區域內的煤體基本表現為塑性受力狀態，由于在應力峰值的影響范圍內，因此煤體內會出現應力集中現象，同時該塑性區域會隨著工作面推進發生變化，應力峰值范圍也會隨之發生改變。

3) 彈性變形區。處于應力峰值與非受采動影響之間，此時煤體呈彈性狀態，煤體對覆巖的承載作用得到加強，因此該區域內巷道圍巖變形量較小，且可達到良好的支護效果。

4) 原巖應力區。處于非受采動影響范圍之外，屬于原巖應力區域，隨著巷道圍巖應力水平的增加，煤體的力學性質會發生變化。

為有效分析采空區側側向垂直應力分布規律，采用FLAC3D數值模擬軟件，根據18505工作面材料巷圍巖物理力學性質參數及礦井地質資料，建立FLAC3D數值計算模型：模型尺寸設為300 m×100 m×40 m，對模型底面進行固定，并限制其側面在水平方向的運動，模型頂面所承受載荷可通過估算法計算得到，即 Z 軸方向施加工作面覆巖載荷7.5 MPa，X軸南北方向上的應力分量為13 MPa，采用摩爾-庫倫屈服準則對模型進行計算，水平側壓系數取1，煤巖層物理力學參數見表1.

表1 巷道圍巖各巖層巖石力學參數表

根據數值模擬結果能夠得出，在18503工作面回采完成后，下區段實體煤內部的垂直應力云圖及應力分布曲線見圖4.

圖4 上區段工作面回采后垂直應力云圖及煤體應力分布曲線圖

由圖4得出：破裂區在距離煤壁0～2 m；塑性區為2～12 m；彈性區為距離煤壁12～47 m，其中在距離煤壁12 m的位置處，側向支承壓力達到最大值，約為26.11 MPa，應力集中系數約為3.7；原巖應力區在距離煤壁47 m以外的范圍。

基于上述分析可知，18505工作面材料巷沿空掘巷時留設13 m的煤柱，巷道布置在彈性區范圍內，該區域煤體相對完整，巷道位置選擇合理，但巷道圍巖在現有護巷煤柱寬度下變形量較大，這表明原有巷道的支護方案存在不合理，需進行優化設計。

3 圍巖支護優化分析

3.1 支護參數優化設計

1) 主要支護參數計算。

a) 錨桿長度。頂板錨桿長度L按照懸吊理論進行計算：

L=L1+L2+L3

(1)

式中：

L1—錨桿外露長度，m，一般取 0.15；

L2—錨桿有效長度，m；

L3—錨桿錨固長度，m，一般取 0.4.

L2長度可由自然平衡拱理論計算得到：

(2)

式中：

K—安全系數，取2；

B—巷道寬度，m，取 5.2；

f—巖石堅固性系數，取3.

將各參數值代入公式計算得到頂板錨桿長度L=2.29 m. 原有支護設計中，沿空掘巷頂錨桿長度為2 200 mm；考慮到巷道沿頂板掘進，為有效避開直接頂與基本頂之間的交界面，故將頂板錨桿長度優化為2.5 m.

b) 錨索長度。對于沿空掘巷頂板支護而言，錨索可以使頂板各巖層整體的強度得到提升。錨索長度由以下公式計算得到：

L=Lm+Lx+Lt+Lw

(3)

式中：

Lm—錨固長度，m；

Lx—懸吊的不穩定巖層厚度，m，取1.84；

Lt—托盤及錨具的厚度，m，取0.1；

Lw—外露長度，m，一般為0.25.

錨索錨固長度Lm按以下公式計算：

(4)

式中：

K—安全系數，取4；

d—錨索鋼絞線的直徑，mm，取17.8；

ft—鋼絞線抗拉強度，N/mm2，取1 890；

fn—錨固劑與錨索的黏和強度，N/mm2，取8.

將各參數代入公式計算得到材料巷錨索合理長度L=6.4 m. 原有支護中頂板錨索長度為 6 300 mm，無法充分保障巷道頂板的穩定，結合基本頂巖層的具體分布特征，為保障錨索錨固到穩定巖體內，最終確定將錨索長度增加為 8 250 mm.

2) 支護參數模擬分析。

由于材料巷在原有支護參數下圍巖變形量較大，對原有支護參數進行優化分析，在上述數值模擬模型基礎上，對18505材料巷的開挖與支護進行模擬分析，該次數值模擬主要設置幫錨桿和頂錨索的間排距模擬方案，具體模擬方案見表2.

表2 數值模擬計算方案表

根據數值模擬結果能夠得出相應支護優化方案下的巷道圍巖變形規律、錨桿(索)的受力情況，結合4種方案進行數據曲線對比，具體分析如下：

a) 幫錨桿間排距。分析支護優化方案1、2中兩幫錨桿不同間排距支護的模擬計算結果，重點對幫錨桿間排距與巷道圍巖變形之間的相互影響關系進行分析，見圖5.

圖5 不同幫錨桿間排距下圍巖變形量曲線圖

由圖5a)可知：隨著錨桿間距由850 mm增加至950 mm，底板及兩幫圍巖變形量呈緩慢減小的趨勢，而巷道頂板及兩幫錨桿受力變化不太明顯；兩幫錨桿間距為900 mm和950 mm時巷道圍巖變形量較小，確定兩幫錨桿間距900 mm.

由圖5b)可知：錨桿排距由900 mm擴大到1 000 mm時，巷道頂板下沉量由120 mm增加至230 mm，約增加了一倍；錨桿排距為900 mm和1 000 mm時，錨桿受力變化幅度較小，認為錨桿排距為1 000 mm可以滿足支護效果。

b) 錨索間排距。

通過分析支護優化方案 3 、4的模擬計算結果，研究頂板錨索間排距與巷道圍巖變形之間的相互影響關系，見圖6.

圖6 不同錨索間排距下圍巖變形量曲線圖

由圖6a)可知：在特厚煤層綜放工作面沿空掘巷支護過程中，如果錨索不能將錨固巖層懸吊在穩定巖層中，極易造成冒落片幫等事故；根據模擬結果可知，材料巷頂板錨索間距選取為1 800 mm時，材料巷頂板錨索支護效果良好。由圖6b)可知頂錨索排距為 1 350～1 800 mm時，巷道圍巖變形量及錨索受力變化趨勢平緩，綜合考慮經濟效益，確定頂錨索排距選用1 500 mm.

頂板支護。選用d20 mm×2 500 mm 的左旋螺紋鋼高強度錨桿，采用加長錨固，錨固長度1 350 mm，錨桿預緊扭矩大于300 N·m，間排距為900 mm×1 000 mm.選用d17.8 mm×8 250 mm高強錨索，采用三二三布置，間排距1 350 mm×2 000 mm，錨索預緊力為150 kN.

兩幫支護。選用d20 mm×2 500 mm螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×1 000 mm，錨固長度1 560 mm，錨桿預緊扭矩大于250 N·m. 采用d14 mm鋼筋梁將幫錨桿及肩窩處頂錨桿縱向銜接。

附件包括鋼筋梯子梁、金屬網、托盤等。其中鋼筋梯子梁采用d14 mm的圓鋼焊制。優化后巷道支護方案見圖7.

3.2 效果分析

為分析18505工作面材料巷支護參數優化后圍巖控制效果，在工作面回采期間，進行巷道表面位移量的分析，巷道表面位移曲線見圖8.

通過分析圖8可知，在18505工作面回采期間，測站的頂底板及兩幫最大移近量分別為169 mm和202 mm. 當測點與回采工作面間的距離大于30 m時，巷道頂底板及兩幫基本處于穩定狀態，頂底板及兩幫的最大變形速率分別為23 mm/d和17 mm/d，當巷道監測斷面與回采工作面間的距離小于30 m時，頂底板及兩幫的變形速率增大，頂底板及兩幫最大變形速率分別為58 mm/d和41 mm/d. 基于上述分析可知，巷道在采用優化支護方案后圍巖變形量得到有效控制。

圖8 18505工作面回采期間巷道表面位移曲線圖

4 結 論

根據18505工作面的具體地質條件，結合材料巷在原有支護方案下的圍巖變形特征，通過分析沿空掘巷覆巖運動特征，得出沿空掘巷的基本頂弧形三角塊和側向支承壓力的分布規律，并對支護優化方案進行設計。根據巷道表面位移監測結果可知，采用優化支護方案后，工作面回采期間，頂底板及兩幫的最大變形量分別為169 mm和202 mm，保障了圍巖的穩定。