寺家莊煤礦15106 工作面沿空巷道支護方案優化分析與應用

郝曉東

（潞安化工集團寺家莊公司，山西 晉中 045300）

1 工程概況

陽煤集團寺家莊煤礦15106 工作面開采15 號煤層，煤層平均厚度為5.5 m，平均傾角為6.5°，煤層頂板巖層泥巖和細砂巖，底板巖層為砂質泥巖。15106 工作面上區段為15108 工作面采空區，下區段為15104工作面采空區，屬孤島工作面，工作面回采巷道與鄰近采空區間的煤柱寬度為7 m，回采巷道均屬于沿空巷道，具體工作面平面位置如圖1 所示。

圖1 15106 工作面平面位置示意圖

15106 工作面回風巷沿煤層底板掘進，巷道掘進斷面為矩形，寬度×高度=4 800 mm×3 900 mm，巷道原有支護采用錨桿索+經緯網+鋼筋梯子梁的聯合支護，規格為φ22 mm×2 200 mm 的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm，頂板錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的1×7 股鋼絞線，間排距為880 mm×1 600 mm，頂板布置1 根加強錨索，型號為φ21.6 mm×8 400 mm 的鋼絞線，排距為800 mm，煤柱幫補設1 根規格為φ17.8 mm×4 200 mm的錨索，排距為1 600 mm，支護方案如圖2 所示。根據巷道掘進期間的現場觀測可知，巷道在現有支護方案下掘進期間圍巖變形量大，其中兩幫最大移近量達到1 460 mm，且實體煤幫變形量大于煤柱幫，頂底板最大移近量達到860 mm，為滿足巷道正常使用的要求，特進行巷道支護方案的優化分析。

圖2 15106 工作面回風巷原有支護方案斷面圖

2 覆巖破斷位置分析

沿空巷道頂板斷裂位置及形式的變化對巷道的穩定性會產生較大的影響，當基本頂斷裂位置位于實體煤上方時，此時基本頂的回轉下沉會造成實體煤幫出現大變形的特征，且易造成支護失效，回采巷道實體煤幫的支承壓力峰值會向內轉移而表現出高壓力拱的特征[1-3]，實體煤幫在壓力作用下被擠壓產生大變形?，F為準確掌握基本頂的斷裂位置，采用YTJ20 型鉆孔窺視儀進行頂板斷裂位置的窺視分析。

根據15106 工作面回風巷的現場工程實踐結果可知，巷道滯后掘進頭200 m 的位置處實體煤幫的變形量明顯大于煤柱幫，故在此布置窺視鉆孔，窺視鉆孔以巷道中心線為基準，共布置4 個鉆孔，鉆孔深度1.2 m，鉆孔間距1.2 m，煤柱上方和實體煤鉆孔布置在2 個頂角位置，鉆孔從工作面向采空區側分別命名為1- 4 號，窺視鉆孔布置方式如圖3 所示。

圖3 15106 工作面回風巷窺視鉆孔布置平面圖

根據窺視結果能夠得出，實體煤幫12 m 深的1號鉆孔，在距巷道表面8.5 m 位置處出現破碎的環向裂隙，在距巷道孔口9.5m 的位置出現較大的縱向裂隙，且存在著較多的環向裂隙，在鉆孔孔口8～11 m 的范圍內，鉆孔內部充滿以縱向裂隙為主的多種裂紋；煤柱體側12 m 深2 號鉆孔在距離巷道孔口7.7～9.8 m 的范圍內，鉆孔內的裂隙以環向裂隙為主；根據鉆孔窺視結果可知，3 號和4 號窺視孔內基本無明顯的裂隙發育，具體1～4 號鉆孔在9.5 m 深度處的窺視結果如圖4 所示。

圖4 15106 工作面鉆孔窺視局部照片

綜合鉆孔窺視結果和上述分析可知，回風巷實體煤側3～5 m 范圍內裂隙發育嚴重，煤柱側頂板則較為完整，僅有少量的縱向裂隙發育，即煤柱側的裂隙發育不明顯，綜合上述分析可知，基本頂在實體煤上方斷裂，基本頂破斷后向采空區方向回轉下沉，造成在基本頂下方出現高應力區，這是實體煤大于煤柱幫變形的主要原因[4-6]；另一方面由于基本頂回轉下沉會對實體煤側的錨固體產生一定的水平擠壓力，進而會造成實體煤幫產生一定程度不協調的錯動滑移，最終表現出巷道實體煤幫變形量大的特征。

3 非對稱支護方案及效果

3.1 非對稱控制思路

基于上述基本頂破斷位置的窺視分析結果可知，基本頂在實體煤內側破斷是造成實體煤幫變形量大于煤柱幫的主要因素，采用UDEC 數值模擬軟件進行基本頂在實體煤上方破斷后沿空巷道支承壓力和最大主應力圖的分析，數值模擬結果如圖5 所示。

分析圖5 可知，基本頂破斷后，頂板支承壓力曲線會逐漸向深部轉移，側向支承壓力的峰值也在逐漸減小，降低至25.8 MPa，支承壓力峰值出現的位置也逐漸向巷道實體煤幫深部轉移，基本頂破斷后支承壓力峰值出現在實體煤幫12 m 的深度處。

圖5 基本頂破斷后圍巖應力分布圖

綜合基本破斷位置窺視分析和基本頂破斷后圍巖應力分布圖，確定通過采用高預緊力錨桿索支護以提高實體煤幫的支護，控制實體煤幫的大變形，即巷道采用非對稱支護方案。

3.2 支護方案

根據巷道非對稱支護控制思路，設計巷道處采用高強預緊力錨桿索非對稱支護方案，具體15106工作面回風巷支護優化后的支護斷面如圖6 所示，支護參數如下：

圖6 15106 工作面回風巷支護優化斷面圖

1）頂板支護：規格為φ22 mm×2 200 mm 的高強螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm，每排布置6 根，頂角錨桿與巷幫距離為400 mm，兩頂角錨桿與頂板成15°布置，錨桿預緊扭矩為300 N·m，采用150 mm×150 mm×10 mm 的蝶形托盤，采用加長錨固，錨桿采用鋼筋梯子梁連接，梯子梁規格為2 050 mm×70 mm；錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的低松弛鋼絞線，間排距為1 600 mm×800 mm，預緊力為150 kN，錨索每排布置2 根，垂直頂板打設，巷道表面采用金屬網護表。

2）實體煤幫支護：錨桿規格型號等參數同頂板錨桿，間排距為800 mm×800 mm，靠近頂角和底角錨桿距頂底板的距離為350 mm，錨桿分別斜向上和向下15°布置，其余錨桿垂直巷幫布置，錨桿采用加長錨固，錨桿間采用鋼筋梯子梁連接，梯子梁規格為2 050 mm×70 mm；錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的鋼絞線，間排距為1 600 mm×800 mm，錨索預緊力為150 kN。

3）煤柱幫支護：錨桿支護方式同實體煤幫，錨索采用φ17.8 mm×4 200 mm 的鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨索預緊力為100 kN，錨索垂直巷幫布置，幫部表面采用金屬網進行護表。

3.3 效果分析

15106 工作面回風巷采用優化后的支護方案后，在巷道內每間隔50 m 布置1 組圍巖變形量監測點，采用十字布點法進行圍巖變形觀測分析，根據觀測結果得出圍巖變形曲線如圖7 所示。

圖7 回風巷支護優化方案實施后圍巖變形曲線圖

分析圖7 可知，回風巷在采用優化后的支護方案時，巷道圍巖變形主要發生在滯后掘進迎頭80 m范圍內，圍巖在該范圍內頂底板移近速率和兩幫移近速率較大，圍巖處于快速變形的不穩定階段，隨著巷道掘進作業的進行，當巷道滯后掘進迎頭120 m時，此時圍巖變形速率大幅降低，圍巖變形逐漸趨于穩定，當監測斷面滯后掘進頭150 m 時，此時圍巖變形量不再大幅增大，僅在小范圍內出現一定程度的變化，巷道兩幫變形量差異大的現象也得到有效控制，最終頂底板移近量的最大值分別為225 mm，煤柱幫變形量的最大值為100 mm，實體煤幫變形量的最大值為150 mm，優化的支護方案保障了巷道圍巖的穩定。

4 結 論

根據15106 工作面回風巷賦存特征及原有支護下的變形情況，通過現場窺視分析得出回風巷基本頂在實體煤幫上方出現破斷，進一步分析頂板破斷后的應力分布，確定巷道優化方案加強兩幫支護，尤其加強實體煤幫支護，采用非對稱支護方案，根據優化支護方案的工程實踐結果可知，優化后的支護方案解決了圍巖變形量大的問題，保障了巷道圍巖的穩定。