采空區下不同斷面尺寸半煤巖巷道支護研究

胡旌瓏

（山西潞安集團潞寧煤業有限責任公司，山西 寧武 036700）

目前，采空區下半煤巖巷道支護比較困難，主要影響因素為半煤巖巷道圍巖的非連續、非協調變形破壞特征[1]、上覆采空區的不均載荷以及巷道的不同斷面尺寸[2]。因此，對采空區下不同斷面尺寸半煤巖巷道支護展開研究，設計有效的支護方案，防止巷道圍巖變形破壞非常必要。本文以潞寧煤礦采空區下31104 綜采工作面不同斷面尺寸巷道為工程背景，通過分析巷道失穩機理，設計合理的支護方案。

1 工程背景

（1）工程概況

31104 綜采工作面上距2#煤層27.10～35.88 m。31104 綜采工作面風巷為原31102 運巷，切眼西北側為張家溝煤礦，頂部為22106 采空區，下部為3#煤規劃未采動區域，工作面整體位于22102 采空區及部分22104 采空區下部。31104 綜采工作面煤層平均厚度為1.6 m，煤層層位穩定，厚度及煤質變化小，結構簡單煤類單一，屬薄煤層，煤層傾角13°～15°，埋深范圍334～486 m。31104 綜采工作面巷道頂底板物理力學參數見表1。

表1 巷道頂底板物理力學參數

31104 綜采工作面運巷車場高2.8 m，運巷機頭段高3.2 m，回風聯巷高2.8 m，運巷運輸通道高2.6 m，運輸順槽高2.8 m，切眼高1.8 m。因為31104 綜采工作面煤層平均厚度1.6 m，所以31104 綜采工作面巷道皆屬于半煤巖巷道。工作面巷道垂直方向示意圖如圖1。

由圖1 可知，22102 綜采工作面及22104 綜采工作面開采后，22102 綜采工作面及22104 綜采工作面直接頂垮落[3-4]，在31104 綜采工作面上部形成采空區。

圖1 31104 綜采工作面巷道垂直方向示意圖

（2）工程問題

由工程概況可知，31104 綜采工作面巷道直接頂及直接底圍巖易破碎變形，巷道皆屬于半煤巖巷道，且受上覆采空區影響，巷道易產生底鼓、片幫等礦壓顯現現象，不同巷道斷面尺寸增加巷道支護難度。

2 巷道失穩原因分析

31104 綜采工作面巷道由于煤層與巖層咬合交錯，巷道幫部出現應力集中現象。巷道掘進時，當傳遞至巷道的垂直應力大于煤層的抗壓強度時，煤體發生擠壓破碎，因為煤層與巖層的抗剪強度及層間聯結力低，煤巖交界處受力容易產生破壞。且受采空區傳遞至31104 綜采工作面巷道的不均載荷影響，巷道煤層與巖層交界處更易產生擠壓剪切破壞，導致巷道圍巖破碎變形。由于巷道斷面尺寸不同，斷面面積越大的巷道越容易在頂板處產生應力集中現象。31104 綜采工作面巷道受力示意圖如圖2。

由圖2（a）可知，上覆采空區產生的不均荷載傳遞至巷道頂板，頂板容易產生彎曲下沉破壞。由圖2（b）可知，半煤巖巷道在煤巖層之間存在切應力作用，煤巖交界處易產生剪切破壞，半煤巖巷道在上覆采空區作用下圍巖變形破壞加劇。為了將31104綜采工作面巷道圍巖變形控制在安全范圍內，需要根據不同巷道斷面尺寸對巷道支護參數進一步展開研究。

圖2 巷道受力示意圖

3 設計巷道支護參數

3.1 錨桿參數確定

（1）選擇錨桿直徑

錨桿直徑選擇22 mm。

（2）計算錨桿長度

錨桿的主要作用是將巷道破碎的巖體與完整巖體錨固為一個整體，提升圍巖自身的抵抗破壞的能力。錨桿長度計算公式如式（1）：

式中：L1為錨桿外露長度，0.15 m；L2為錨桿有效長度（圍巖松動圈深度，現場實測為0.95 m）；L3為錨固長度，m。

錨固長度應同時滿足式（2）、（3）：

式中：k為安全系數，1.1；d為錨桿直徑，取值22 mm；D為鉆孔直徑，28 mm；fst為螺紋鋼桿體的極限抗拉強度，510 MPa；fcr為錨固劑與圍巖的黏結強度，3 MPa；fcs為錨固劑與金屬桿黏結強度，5 MPa。代入計算可得錨固段長度應大于0.808 m。

計算得錨桿長度大于0.15+0.95+0.808=1.908 m，錨桿長度取2 m。

（3）計算錨桿間排距

錨桿間排距a計算如式（4）：

式中：a為錨桿間排距，m；Q為錨桿錨固力，118 kN；γ為不穩定巖層平均重力密度，23 kN /m3；L為錨桿長度，2 m。代入計算間排距應小于1.52 m。

3.2 錨索參數確定

（1）選擇錨索直徑

錨索直徑選擇21.6 mm。

（2）計算錨索長度

計算公式如式（5）：

式中：La為錨固段長度，m；Lb為直接頂平均厚度，3.25 m；Lc為錨索外露及托盤長度，0.25 m。錨固長度可由式（6）得出：

式中：d1為錨索直徑，22 mm；fa為錨索抗拉強度，1860 MPa；fc為錨索與錨固劑粘合強度，取3 MPa。計算得錨索的錨固長度應大于2.67 m。

代入計算得錨索長度應大于6.17 m，錨索長度取6.3 m。

（3）計算錨索間排距

錨索間排距Sa根據式（7）得出：

式中：Sa為錨索間排距，m；Rt為錨索的極限破斷力，380 kN。代入計算得錨索間排距應小于2.25 m。

3.3 31104 綜采工作面巷道支護參數確定

31104 綜采工作面巷道均選取Φ22 mm、長度2000 mm 的左旋螺紋鋼錨桿及Φ21.6 mm、長度6300 mm 的錨索進行支護。結合理論計算得出錨桿、錨索的安全合理間排距范圍，根據不同巷道斷面尺寸確定合適的錨桿及錨索間排距。31104 綜采工作面巷道支護參數見表2。

表2 31104 綜采工作面巷道支護參數

由表2 可知，所有巷道的錨桿、錨索間排距均在安全、有效的范圍之內。

4 現場實測

為了檢驗支護效果，在31104 綜采工作面巷道掘進期間，于各巷道前端40 m 處布置測站，對工作面巷道圍巖變形進行30 d 的監測，監測數據如圖3。可知，監測30 d 內運巷車場兩幫最大移近量39 mm，頂底板最大移近量38 mm；運巷機頭段巷道兩幫最大移近量為35.5 mm，頂底板最大移近量為36 mm；回風聯巷巷道兩幫最大移近量37 mm，頂底板最大移近量35 mm；運巷運輸通道兩幫最大移近量36 mm，頂底板最大移近量30 mm；運輸順槽巷道兩幫最大移近量32 mm，頂底板最大移近量29 mm；切眼兩幫最大移近量38 mm，頂底板最大移近量32 mm。在31104 綜采工作面巷道掘進期間，巷道頂底板與兩幫的變形量均控制在40 mm 內，證明31104 綜采工作面巷道支護方案的安全性、合理性。

圖3 工作面巷道圍巖變形監測圖

5 結論

影響31104 綜采工作面巷道穩定性的主要因素包含：半煤巖巷道巷幫圍巖的非連續性，上覆采空區傳遞至巷道的不均載荷，不同巷道斷面尺寸導致的應力集中。針對失穩原因提出的支護方案能有效控制巷道圍巖變形，巷道圍巖的變形值均在40 mm 內。