邢國強
(山西汾西礦業宜興煤業,山西 孝義 032300)
山西汾西宜興煤業2305 工作面主采2#煤層,2#煤上方為2.55 m 的細粒砂巖和5 m 的粉砂巖,下方有約1.4 m 厚的炭質泥巖,下方為2.75 m 的粉砂巖和1.05 m 的泥巖,埋深200~206 m,地應力較小。2305 回風巷斷面4.2 m×2.2 m。巷道頂板巖層較為完整,且工程力學性質較好,因此提出錨桿(索)分次支護的方案以解決礦井采掘接替緊張的問題。
巷道支護錨桿長度計算公式如下:

式中:l為錨桿長度,m;l1為錨桿外露長度,m;lm為錨固端長度,m;l2為錨桿自由段長度,m。
錨桿錨固端長度計算公式為:

式中:T為錨桿極限承載力,MPa,T=π2dσb/4,σb為錨桿抗拉強度;τr為錨固藥卷粘結強度,MPa。
錨桿自由段長度計算公式為:

式中:R為等效半徑,m;φ為內摩擦角,(°);P0為初始荷載,MPa;c為粘聚力,MPa。
因此可得錨桿長度計算公式為:

當巷道采用錨桿分次支護時,為避免巷道圍巖失穩,錨桿錨固力應達到:

錨桿間排距計算公式為:

因分次支護的核心思想是充分利用巷道圍巖的自承能力,因此在距離巷道掘進工作面較近的位置,錨桿提供支護阻力不用太大,錨桿間排距可適當放大,而隨著與巷道掘進工作面距離不斷增大時,為保證巷道圍巖的穩定,錨桿支護阻力應逐漸增大,錨桿間排距也逐漸變小,支護密度逐漸增大[1-4]。
巷道掘進一次支護及分次支護,兩種支護作業方式滿足如下關系:

式中:v0為巷道掘進一次支護時掘進速度,m/d;v1為巷道掘進分次支護時掘進速度,m/d;ta為巷道掘進一次支護時支護時間,d;tb為巷道掘進分次支護時支護時間,d;t割為巷道掘進割煤時間,d;t他為巷道掘進其他工序所需時間,d。
將上式變形可得巷道分次支護時掘進速度為:

巷道錨桿(索)分次支護與一次支護成型的支護模式相比,其支護時間tb<<ta,而在巷道掘進過程中割煤及其他作業環節所需時間差異不大。由上式可知,采用分次支護的作業模式,其巷道掘進速度要快于一次支護的作業模式,因此有利于解決煤礦采掘接替緊張等問題。
汾西宜興煤業2305 工作面實測數據如下:P0=4.2 MPa,c=0.75 MPa,φ=31°,計算可得:l=0.05+0.5+1.5=2.05 m。以此為依據,綜合考慮汾西宜興煤業以往的支護效果,頂錨桿選用規格為Ф18 mm×2200 mm 的螺紋鋼錨桿,鋪設規格為Ф6.5 mm×150 mm×150 mm 的金屬網。
2305 回風巷為矩形斷面,尺寸為4.2 m×2.2 m,巷道等效半徑計算公式為:

巷道圍壓塑性區半徑計算公式為:

巷道掘進過程中,為保證圍巖穩定,所需錨桿支護力計算公式為:

錨桿間排距可用以下公式計算:

考慮一定的安全系數,錨桿間排距可選擇為:1000 mm×1000 mm。
巷道兩幫圍巖松動范圍計算公式為:

綜合考慮汾西宜興煤業2305 工作面鄰近工作面回采巷道兩幫支護效果,2305 回風巷幫錨桿選用Ф18 mm×1800 mm 的螺紋鋼錨桿,金屬網規格為Ф6.5 mm×150 mm×150 mm。巷道支護如圖1。

圖1 巷道支護示意圖(mm)
在2305 回風巷掘進過程中,在掘進工作面后50 cm 位置布置監測點,其中在巷道頂板中間位置和巷道兩幫距離底板1.5 m 位置布置三個監測點,用于監測巷道頂板下沉量及兩幫變形量。現場監測曲線如圖2。
如圖2(a),在巷道掘進過程中,圍巖變形逐漸增大。在監測點滯后掘進工作面30 m 時,巷道變形量逐漸趨于穩定;在滯后掘進工作面在60 m時,巷道圍巖基本處于穩定狀態。最終頂板下沉量最大值為14.5 mm,兩幫變形量最大值為6.2 mm。如圖2(b),在監測點距離巷道掘進工作面15 m 范圍內,圍巖變形速率非常大,頂板最大變形速率可達3.76 mm/d,兩幫變形速率最大可達2.6 mm/d;之后距離巷道掘進工作面不斷增大,巷道圍巖變形速率逐漸降低,直到滯后巷道掘進工作面60 m 時,圍巖變形速率基本為0。因此,在巷道掘進過程中,距離掘進工作面10 m 范圍內先行施工頂板錨桿,起到及時約束巷道頂板圍巖變形,保證巷道掘進安全的目的;第二次支護在滯后工作面20~30 m 范圍內時進行,主要是補打兩幫錨桿;第三次支護在滯后工作面50~60 m 范圍內時進行,此時巷道圍巖已基本趨于穩定,主要進行錨索的施工。將整個巷道掘進的支護分三次進行,在保證巷道圍巖穩定的前提下,盡可能減少掘進和支護兩個關鍵環節的施工干擾,起到提升巷道掘進效率,解決采掘接替緊張的問題。

圖2 現場監測曲線
按照前述設計方案,在巷道掘進過程中,為保證巷道圍巖的穩定性,本著及時支護的原則,在滯后掘進工作面10 m 范圍內進行首次支護時,錨桿支護也進行分次施工。
(1)首次支護(0~10 m)。在滯后掘進工作面0~2.5 m 范圍內,在巷道頂板中線位置施工一根頂錨桿;滯后掘進工作面2.5~5 m 范圍內,在巷道頂板中線兩邊施工兩根頂錨桿;滯后掘進工作面5~10 m 范圍內,在巷道頂板肩角位置施工兩根頂錨桿,鋪設Ф6.5 mm×150 mm×150 mm 的金屬網。
(2)第二次支護(20~30 m)。這一階段,支護與掘進兩個施工環節距離較遠,相互之間干擾較少,因此幫錨桿支護不必分步進行,可同時施工。
(3)第三次支護(50~60 m)。這一階段只進行錨索施工。
在現場選取200 m 試驗段,其中0~100 m 為對比段,采用傳統的支護工藝;100~200 m 為試驗段,采用分次支護施工。在對比段和試驗段各布置三個監測斷面,用于監測巷道變形量及錨桿支護阻力。監測曲線如圖3。

圖3 現場監測曲線
如圖3(a)所示,對比段和試驗段都是在滯后掘進工作面45 m 左右,巷道圍巖趨于穩定,但是分次支護的試驗段比巷道變形量略大于傳統一次支護的對比段,其中頂板下沉量大2.83 mm,巷道變形量大1.89 mm。如圖3(b)所示,總體來看,兩條錨桿工作阻力監測曲線變化趨勢基本接近,但試驗段錨桿工作阻力略大于對比段。其主要原因就是分次支護的核心思想是允許巷道圍巖小變形,支護是為了充分發揮圍巖的自承能力,而傳統一次支護的原則就是限制巷道圍巖變形。因此,試驗段巷道圍巖變形量及錨桿工作阻力均略大于對比段,但是都滿足現場的安全生產要求。
通過現場試驗,傳統一次支護施工巷道月掘進約為320 m,而分次支護巷道月掘進約為410 m,月進尺提升了月28.1%,大大提高了巷道掘進速率,可以緩解煤礦采掘接替緊張的問題。
(1)以理論計算為依據,結合宜興煤業現場實際情況,巷道支護參數選取如下:頂錨桿規格為Ф18 mm×2200 mm 的螺紋鋼錨桿,幫錨桿規格為Ф18 mm×1800 mm 的螺紋鋼錨桿,金屬網規格為Ф6.5 mm×150 mm×150 mm。
(2)提出分次支護的方式提高巷道掘進速率,即在巷道掘進過程中,距離掘進工作面10 m 范圍內先行施工頂板錨桿;第二次支護在滯后工作面20~30 m 范圍內時施工幫錨桿;第三次支護在滯后工作面50~60 m 范圍內時進行錨索施工。
(3)通過現場試驗,分次支護可以滿足現場安全生產要求,且掘進速率提升了28.1%,可以緩解現場采掘接替緊張的問題。