開拓煤業近距離煤層巷道支護技術研究

曹海彬

(潞安化工集團 蒲縣開拓煤業公司，山西 蒲縣 041206)

1 工程概況

潞安化工集團蒲縣開拓煤業有限公司礦井位于蒲縣喬家灣鄉井上村一帶，3109工作面主采3號煤層，上距2號煤層底板平均約為4.22 m，3109膠帶巷在掘進過程中巷道圍巖變形量大，局部位置發生冒頂及片幫現象，表明原有支護方案并不合理，需要對其進行優化。

3號煤層平均埋深457 m，煤層厚度1.15～2.60 m，平均1.93 m，煤層傾角0～8°，平均5°，含夾矸0～2層，結構較簡單，屬穩定可采煤層。煤層頂板為泥巖和粉砂巖。底板為泥巖、炭質泥巖。煤層綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤層綜合柱狀示意

2 下煤層回采巷道圍巖變形特征

近距離煤層開采受上煤層回采影響，上煤層底板應力將重新分布[1-2]，即上煤層回采后直接影響下煤層頂板應力的分布，下煤層巷道圍巖將處于極限應力平衡狀態，根據下煤層巷道圍巖應力特點可將其劃分為破碎區、塑性區及彈性區，見圖2。

圖2 巷道圍巖所受荷載

為方便分析下煤層巷道圍巖受力特征，假定巷道圍巖是連續、均質、各向同性的，巷道圍巖所受支承壓力同時考慮均勻荷載和線性荷載兩種情況，將所受荷載疊加，如圖3所示。

圖3 巷道圍巖所受荷載

開拓煤業3109工作面主采3號煤層，上距2號煤層底板平均約為4.22 m，回采巷道為矩形巷道，斷面寬×高=4.2 m×2.2 m，平均埋深H=457 m。采場圍巖計算參數如下：上覆巖層容重γ=25 kN/m3，巷道圍巖粘聚力c=2.5 MPa，內摩擦角φ=23°，側壓系數λ=0.6，巷道圍巖彈塑性界面應力集中系數k1=1.7，k2=2.0，極限拉應變εdtmax=0.736×10-3，彈性模型E=3.2 GPa。

2.1 3109工作面回采巷道兩幫極限平衡區寬度

3109工作面回采巷道開挖前后，巷道圍巖所受圍巖應力和支承應力峰值為：

P0=γH=25×103×457=11.43 MPa

(1)

P1=k1γH=1.7×11.43=19.43 MPa

(2)

P2=k2γH=2.0×11.43=22.86 MPa

(3)

由于巷道圍巖在支承壓力峰值作用下，彈塑性界面受最大水平應變的單元煤體處于極限應變狀態，因此，符合以下公式：

(4)

式中：σx和σy為巷幫最大水平位移單元體所受應力分量，可由下式計算：

(5)

將式(1)(2)(3)代入式(5)，并將所得結果代回式(4)，計算可得：3109工作面回采巷道巷幫極限平衡區寬度x1=3.85 m。

2.2 3109工作面回采巷道兩幫破裂區寬度

巷道掘進前，煤體處于三向應力狀態，當巷道掘進后，揭露煤體處于二向應力狀態，導致巷幫實體煤承載能力降低，且巷幫所受荷載也急劇增大，當超過煤幫的極限承載能力時，巷幫實體煤將處于破裂狀態，破裂區寬度可由下式計算：

(6)

式中：系數β和B可由以下公式計算：

(7)

將開拓煤業3109工作面開采3號煤層力學參數代入可得：Ls=2.95 m。

2.3 巷幫圍巖變形量

巷道掘進過程中，巷幫所受水平應力可由下式計算：

(8)

則巷道兩幫變形量為：

巷道兩幫總的變形量為：S=S1+S2=0.45 m。

2.4 上下煤層工作面回采巷道安全距離

按照開拓煤業現場實際情況，采場上覆巖層應力擴散角θ=37°，3109工作面主采3號煤層上距2號煤層底板巖層平均約為z=4.22 m。由2.1部分可得3109工作面回采巷道巷幫極限平衡區寬度x1=3.85 m，上下煤層工作面回采巷道安全距離可由以下公式計算：

Xmin=x1+ztan37°=3.85+4.22×tan37°=7.1 m

(10)

2.5 上煤層巷道底板破壞范圍

按照巷幫破壞范圍最大情況進行計算，回采巷道巷幫極限平衡區寬度x1=3.85 m，底板巖層內摩擦角φ=10°，上煤層巷道底板巖層最大破壞范圍為：

=3.35 m

(11)

3 現場試驗

3.1 支護優化

1) 3109工作面回采巷道原支護方案。巷道頂板布置4根D18 mm×2 200 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為1 400 mm×1 000 mm，巷道肩角位置2根錨桿與豎直方向夾角為20°，同時在錨桿間隔位置布置D18 mm×3 500 mm的錨索，錨索間排距為1 400 mm×2 000 mm，布置巷幫同樣選用D18 mm×2 200 mm的螺紋鋼錨桿，每幫均布置3根錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，同時鋪設50 mm×50 mm規格的金屬網。

3.2 3109工作面回采巷道支護方案優化

1) 錨桿長度。按照組合拱理論[3-4]，錨桿長度計算公式如下：

L0≥L1+L2+L3

(12)

式中：L0為錨桿長度，m；L1為墊板及錨具厚度，取0.10 m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨固段長度，取0.3～0.4 m。

開拓煤業3109工作面回采巷道半寬a=2.1 m，巷幫破裂區范圍Ls=2.95 m，圍巖普氏系數為2.7，當巷道開挖后，可將其簡化為如圖4的模型。

圖4 巷道開挖后計算模型

其中，頂板有效跨度半徑可由下式計算：

a1=a+Ls=2.1+2.95=5.05 m。

以示區別，頂錨桿長度及有效長度分別記為L0及L2，幫錨桿長度及有效長度分別記為L'0及L'2。

頂錨桿的有效長度為：L2=a1/f=5.05/2.7=1.87 m。將結果代入式(12)可得頂錨桿長度為：L0≥2.37 m。

幫錨桿的有效長度為：L'2≥Ls=2.95 m。將結果代入式(12)可得幫錨桿長度為：L'0≥3.45 m。

綜合考慮開拓煤業現場實際情況，3109工作面回采巷道頂錨桿長度應為2.4 m，幫錨桿長度應為3.5 m。

2) 錨桿間排距。錨桿間距可由下式計算：

a≤0.5L0

頂錨桿間距計算得：

a1≤0.5L0=1.2 m

幫錨桿間距計算得：

a'1≤0.5L'0=1.75 m

綜合考慮開拓煤業現場實際情況，3109工作面回采巷道頂錨桿間排距調整為1 200 mm×1 000 mm，幫錨桿間排距不變，仍為1 000 mm×1 000 mm。

3) 錨桿直徑。為滿足現場安全生產需求，錨桿直徑應滿足以下公式：

式中：d為錨桿直徑，mm；σt為錨桿抗拉強度，取360 MPa；Q為錨固力，取90 kN。

計算可得：d≥18.9 mm，綜合考慮現場實際情況，錨桿直徑選為20 mm。

優化后的巷道支護方案為：巷道頂板布置4根D20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為1 200 mm×1 000 mm，巷道肩角位置兩根錨桿與豎直方向夾角為20°，同時在錨桿間隔位置D18 mm×3 500 mm的錨索，錨索間排距為1 400 mm×2 000 mm，布置巷幫同樣選用D20 mm×3 500 mm的螺紋鋼錨桿，每幫均布置3根錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，同時鋪設50 mm×50 mm規格的金屬網。

3.3 現場監測

在3109回風巷掘進期間，在滯后掘進工作面10 m、30 m、50 m位置分別設置監測點對3109回風巷頂板下沉量、底鼓量及兩幫移近量進行現場監測，監測結果如圖5所示。

圖5 巷道變形量現場監測曲線

如圖5所示，在支護初期，由于監測點距離掘進工作面較近，巷道變形量也較大，其中頂板下沉量約為0.78 mm/d，底鼓量約為0.92 mm/d，兩幫變形量約為0.89 mm/d。隨著巷道不斷掘進，監測點距離掘進工作面越來越遠，巷道圍巖也逐漸趨于穩定，在巷道掘進約77 d后，巷道圍巖已基本不再發生變形，此時頂板下沉量最大值為60 mm，底鼓量最大值為47 mm，兩幫移近量最大值為69 mm。現場監測結果表明，優化后的支護方案，巷道圍巖變形量較小，且未出現冒頂、片幫等現象，支護效果良好。

4 結 語

1) 上、下煤層回采巷道之間內錯距離應為3.8 m。

2) 優化后的支護方案為：頂錨桿長度為2 400 mm，間排距為1 200 mm×1 000 mm，幫錨桿長度為3 500 mm，間排距為1 400 mm×2 000 mm，錨桿直徑均為20 mm，在頂錨桿間隔位置布置D18 mm×3 500 mm的錨索，錨索間排距為1 400 mm×2 000 mm。

3) 3109回風巷現場監測數據顯示，優化后的支護方案，巷道未出現冒頂、片幫等現象，且變形量較小，頂板下沉量最大值為60 mm，底鼓量最大值為47 mm，兩幫移近量最大值為69 mm，支護效果良好。