上社煤礦9304進風巷支護方案優化設計與應用研究

石晉鋒

(陽泉市上社煤炭有限責任公司，山西 陽泉 045100)

1 工程概況

陽泉市上社煤炭有限責任公司(上社煤礦)位于盂縣南婁鎮北上社村南，開采位于上石炭統太原組上部的9號煤層，煤層厚度1.5～4.2 m，平均3.1 m，煤層傾向152°，傾角6～8°，平均7°.煤層結構較簡單，含0～2層泥巖夾矸，夾矸厚度0～2.3 m.煤塵具有爆炸危險性，屬于無自然發火煤塵。9304工作面地表位于北上社村對面丘陵地帶，地面無建筑物。其井下位于9號煤西區，東面是3條開拓大巷及9號西回風及運輸巷，北面為9306工作面，南部為實體煤，西面為礦界。9304進風巷用于9304工作面掘進期間的進風、運料、行人等。巷道設計長度1 743 m，預計服務年限5 a.巷道沿煤層頂板掘進，掘進斷面寬5.0 m，掘進斷面高3.1 m，掘進斷面面積15.5 m2.巷道地面標高1 160～1 270 m，井下標高860～930 m,煤層頂底板巖性分布見表1.

表1 煤層頂底板巖性分布

2 9304原有支護方案及支護效果

2.1 原支護方案

9304進風巷掘進寬5 000 mm，凈寬4 800 mm，掘進高3 100 mm，凈高3 000 mm，巷道采用M鋼帶、錨桿、錨索、菱形網聯合支護。頂幫錨桿采用D20 mm×L2 400 mm的螺紋鋼，配套300 mm×160 mm×10 mm的鋼托板，外露20～50 mm.頂錨索采用D17.8 mm、1×7股結構鋼絞線，配套專用的錨索鎖具，總長度7.2 m，外露150～250 mm.頂錨桿間排距700 mm×900 mm，幫錨桿間排距800 mm×900 mm.頂錨索布置在每排M鋼帶第2、4、6眼上，頂板及兩幫同排錨桿錨索由M鋼帶聯結，巷道鋪設菱形網，網片規格5.0 m×1.2 m.具體支護如圖1所示。原方案D17.8 mm的錨索預緊力不小于160 kN，錨桿預緊力不小于120 N·m，原支護方案見圖1.

2.2 同類巷道井下調研與分析

調研9號煤層同類型巷道礦壓顯現情況，結果如下：9306進風巷：9306工作面正在回采，巷道超前影響不明顯，巷道變形不大。巷道超前段個別鋼帶之間頂板破碎、下沉；兩幫出現少量鼓包和片幫，巷道斷面收縮不嚴重。現場發現，巷道支護強度稍大，但支護系統剛度較低，錨桿、錨索預緊力都較低。另外，支護構件和支護參數不合理，支護系統的護表擴散效果較差，導致巷道部分鼓包變形，見圖2.

圖2 同類巷道礦壓特征

9304進風巷埋深約300 m，巷道圍巖條件相對較好，煤層為中厚煤層，煤體完整性和強度相對較好，巷道受力條件簡單。9304進風巷自掘進至工作面開采完，巷道圍巖將受到本巷道掘進的動壓影響、鄰近工作面回采的動壓影響、本工作面回采的動壓影響[1]，巷道動壓影響與地質條件、煤柱尺寸等因素有關，需綜合考慮。由于現有支護存在支護系統預緊力偏低，支護參數不合理、支護材料不匹配等問題，可對該巷道進行支護優化，并對合理煤柱寬度進行分析，從而在保證巷道支護效果前提下，降低巷道支護成本和勞動強度，提高巷道支護的科學性、經濟性。

3 巷道支護參數優化設計

在9304進風巷掘進頭附近進行了頂板及兩幫鉆孔窺視實驗，根據圍巖裂隙發育情況得到頂板巖層塑性破壞深度約為1.39 m、實體煤幫1.32 m、煤柱側1.51 m.錨桿采用Z2360樹脂錨固劑，錨固長度0.6 m.根據擠壓加固拱理論，錨桿長度為錨固長度、塑性破壞深度、外露長度之和，外露長度按0.1 m考慮，則頂板錨桿需大于2.12 m，幫部錨桿需大于2.21 m，因此頂、幫錨桿長度為2 400 mm時較合理。錨桿間排距的計算公式[2]為：

(1)

式中：b為加固拱厚度，即發生塑性破壞煤巖體深度(頂板取1.4 m)；L為錨桿有效長度，錨桿總長度減去其外露長度為2.3 m；α為錨桿在破碎煤巖體中的控制角，取45°；a1為錨桿間距，則頂板錨桿間距為0.90 m.結合現場施工情況，設計頂板及兩幫錨桿間排距為0.9 m×1.0 m.

根據懸吊理論,錨索長度為錨固長度、需懸吊巖層厚度、外露長度之和，錨固長度1.6 m，軟弱巖層厚度2.4 m，外露長度0.3 m，因此錨索長度應不小于4.3 m.結合現場實踐經驗，確定頂板錨索長度為6.2 m.頂板錨索的間排距可根據其懸吊巖石的重量來設計，錨索懸吊巖石載荷為塑性破壞巖層厚度與巷道寬度、容重的乘積，頂板塑性破壞深度1.4 m，巷寬5.0 m，容重取25 kN/m，則頂板需懸吊巖層的重量為175 kN/m.通過在9304進風巷開口端附近進行拉拔試驗，錨桿錨固力均值100 kN，錨索錨固力均值235 kN，則錨索排距[3]計算公式見式(2)：

(2)

式中：Q為頂板錨索錨固力；K為安全系數錨索安全,取1.5；G為懸吊巖層的重量減去錨桿的錨固力，75 kN/m.則錨索排距b應小于2.09 m，因此結合頂板錨桿布置形式，設計錨索間排距為1.8 m×2.0 m.綜上分析計算，確定9304進風巷優化支護方案如圖3所示。

4 合理煤柱寬度優化研究

護巷煤柱的寬度對于巷道圍巖穩定性具有重要影響，依據9304進風巷具體地質及開采技術條件，采用FLAC3D軟件進行模擬研究[4]，模型的長×寬×高=210 m×20 m×92 m，共劃分68 700個單元和56 784個節點，模型上部采用應力邊界條件，模型下表面及兩側設置位移約束條件，模型邊界條件如圖4(a)所示。模擬9304進風巷在受到9306工作面動壓影響時巷道圍巖的變形，其中9304進風巷到9306回風巷煤柱凈尺寸在3～10 m間變化，整理得到鄰近9306工作面回采后巷道表面的位移變化如圖4(b)所示。

由圖4(b)可知，不同護巷煤柱寬度條件下，巷道頂板和兩幫變形量出現明顯的差異，護巷煤柱寬度在3～6 m間變化，巷道表面變形量逐漸增大，當煤柱為7 m時，相對于煤柱寬度6 m，僅頂板變形量明顯增大；煤柱寬度為8 m、9 m、10 m，表面變形量相對于7 m煤柱寬度條件下無明顯變化。可知，當護巷煤柱寬度大于7 m時，圍巖已形成穩定的承載結構，鄰近工作面采動影響威脅較弱。上社煤礦屬高瓦斯礦井，區段煤柱需起到隔斷采空區瓦斯的作用，綜合考慮采出率等因素，確定護巷煤柱寬度為8 m.

5 應用效果分析

上社煤礦9304進風巷掘進采用上述優化支護方案，且留設8 m的護巷煤柱，支護完成后現場圖片如圖5(a)所示。掘巷階段圍巖整體穩定，表面未出現明顯的變形破壞，支護效果良好。9304工作面投入生產后，監測巷道表面位移情況，整理得到圖5(b)所示結果。頂板下沉量最大值為253 mm，煤柱幫最大片幫量95 mm，實體煤幫76 mm，最大底鼓量59 mm，巷道表面整體變形量較小，圍巖控制效果良好，能夠滿足工作面的正常生產。

6 結 語

通過對上社煤礦9號煤層回采巷道現有支護方式的現場調研，發現支護存在支護參數不合理、支護材料不匹配等問題。結合9304進風巷具體地質條件，通過擠壓拱理論確定錨桿間排距為0.9 m×1.0 m；通過懸吊理論優化頂板錨索長度為6.2 m，錨索間排距為1.8 m×2.0 m；通過數值模擬研究將護巷煤柱寬度優化為8.0 m.

現場應用結果表明，巷道圍巖整體穩定，能夠保障工作面的安全生產，優化后的支護方案取得了良好的應用效果。