綜采工作面支護方案優化設計研究

胡文達

（山西汾河焦煤股份有限公司，山西 臨汾 041602）

煤炭資源一直是我國國民生產生活的重要能源，經過多年的開采，煤炭資源的儲量逐步減小。近年來我國提出利用清潔能源代替化石能源的口號，但由于風能、水能、太陽能等能源產量對于我國巨大的能源需求可謂杯水車薪，所以在未來很長一段時間內，煤炭資源仍是我國能源發展的重要保證。在礦井開挖過程中，由于巷道支護不當，使得礦井出現坍塌、壓架等事故，所以如何避免支護不足或支護不當造成的安全隱患是礦井研究的重要課題[1]。臺頭煤礦2S202-1 綜采工作面原有支護方案成本較高，為了降低巷道支護成本，達到降本增效的目的，本文通過數值模擬軟件對巷道開挖過程進行分析，給出相應的最佳支護方案，并通過現場實踐，驗證了優化后支護方案的可行性，為礦井經濟效益的提升提供一定的參考。

1 工程概況

2S202-1 綜采工作面順槽長度332 m，埋藏深度189 m，工作面主采煤層為2 號煤層，煤層厚度為2.8～3.38 m，平均為3 m，煤層結構簡單，含0～2 層夾矸，煤層傾角平均為5°。頂板主要為粉砂巖，局部為泥巖或砂質泥巖，底板多為泥巖，局部為粉砂巖[2]。

2 礦壓觀測

首先通過錨桿測力儀對巷道進行礦壓監測，在距離工作面100 m 處布置1 個測站，在測站布置2 個監測點，并在每個監測點的頂板、巷道兩幫布置錨桿測力儀，共計6 個錨桿測力計，將錨桿測力計收集到的數據進行匯總，對測站數據進行分析，測站相關數據如圖1 所示。

圖1 錨桿受力曲線

從圖1 可以看出，在距離工作面100 m 時，此時的巷道受到采動影響較小；當距離工作面的距離減小至100 m 以內時，此時的曲線斜率開始發生一定的變化，但變化趨勢較小；當距離工作面的距離減小至25 m時斜率最大，此時煤柱側煤體受到較大的載荷，但巷道變形較小。因此距離工作面25 m 時是研究圍巖變形的一個臨界點，當距離工作面小于25 m 時，此時的巷道圍巖發生一定的松動變形，而在距離工作面25 m以上時，巷道圍巖的松動受到工作面影響較小，所以工作面的超前支撐壓力的范圍大致為25 m，在距離工作面25 m 的位置需要進行超前支護，以達到保護巷道的作用。

根據對支護設計方案的分析，首先利用FLAC3D軟件進行模型建立，根據實際的地質情況，建立巷道的高、寬分別為4.3 m 和5.8 m，巷道的埋深為240 m，模型的走向為200 m，根據實際地質情況進行模型物理參數設定，巖層物理參數如表1 所示。

表1 巖層物理參數表

支護方案優化后，頂板支護采用的錨桿為Φ20mm×2 000 mm 的500#左旋螺紋鋼錨桿，錨桿的間、排距設定為900 mm、1 000 mm，設置錨固長度為1 100 mm，設定預緊扭矩為300 N·m；頂板錨索采用參數為Φ21.6 mm×6 200mm 的鋼絞線，錨索間、排距為1 800 mm、1 000 mm，在錨索端頭的錨固長度設定為1 500 mm，設定錨索預緊力150 kN。同時采用W 型鋼帶將錨桿（索）進行連接，以保證支護的整體性，鋼帶長、寬、高分別設定為4 800 mm、280 mm、4 mm，兩幫支護的錨桿錨固方式及參數型號與頂板相同，兩幫的錨索采用參數為Φ21.6 mm×4 200 mm 的鋼絞線，間、排距設定為1 400 mm、2 000 mm，預緊力設定為100 kN，同樣采用W 型鋼帶將錨桿（索）進行整合，優化前后的支護斷面圖如圖2 所示。

圖2 優化前后巷道支護斷面對比圖（mm）

為了提高錨固性能，所有的錨桿、錨索均采用樹脂錨固劑[3]。各種型號樹脂錨固劑的固化性能如表2所示。樹脂錨固劑與幾種材料的黏結強度如表3 所示。

表2 樹脂錨固劑的固化性能

表3 樹脂錨固劑與幾種材料的黏結強度 MPa

在選擇錨固劑型號時，錨固劑直徑應與鉆孔直徑和錨桿直徑相匹配。為了使錨固劑能順利安裝到鉆孔中，同時又能充分攪拌錨固劑，依據《煤巷錨桿支護設計規范MT/T 1104—2009》，巷道錨桿采用CK2360 型和Z2335 型兩種型號的樹脂錨固劑，鉆孔直徑為28 mm。每根螺紋鋼錨桿使用2 只錨固劑，一支規格為CK2360，一支規格為Z2335；每根錨索采用3 支樹脂藥卷，2 支規格為CK2360，1 支規格為Z2335。安裝錨固劑時將CK 型錨固劑放在孔底，依次往外放置Z 型錨固劑[4]。

對兩種支護方案下的應力應變云圖進行分析，繪制優化前后的頂板下沉及兩幫位移曲線，如圖3 所示。

圖3 優化前后頂板及兩幫變形曲線

從圖3 可以看出，在支護方案優化后，隨著工作面的推進，頂板在距離工作面30 m 的位置出現一定的下沉，此時煤壁側頂板下沉量在72～84 mm 的范圍內，而中部頂板的變形量在72～83 mm，煤柱側的頂板下沉量為85～92 mm，巷道兩幫的移近量在24～38 mm。而在支護優化前，隨著工作面的推進，同樣頂板在距離工作面30 m 的位置出現一定的下沉，此時煤壁側頂板下沉量在78～93 mm 的范圍內，而中部頂板的變形量在78～85.2 mm，煤柱側的頂板下沉量為84.8～92.7 mm，而此時的巷道兩幫的移近量在37～47 mm。由此可對比看出，經過優化后巷道整體的變形量有了較為明顯的減小，該優化方案較為成功。

3 現場實踐

對優化后的支護方案進行現場實踐，用錨桿測力計對優化后的支護方案進行檢測，在距離工作面100 m 的位置布置2 個監測斷面（斷面3 及斷面4），對監測斷面監測到的數據進行匯總，繪制如圖4 所示的錨桿測力數據曲線及頂板離層曲線。

圖4 錨桿測力數據曲線及頂板離層曲線

從圖4-1 可以看出，隨著距離工作面距離的減小，錨桿測力計監測到的數據逐步增大，當距離工作面距離大于100 m 時，此時錨桿受力幾乎不發生變化，因此在距離工作面100 m 以上時影響較小。當距離工作面距離小于100 m 時，此時的錨桿受力呈現出先緩慢增大后快速增大的趨勢，同時觀察圖3 可以看出，錨桿的受力最大值均小于錨桿能夠承受的最大載荷50 kN，所以未發生壓壞的情況，錨桿在回采過程中能夠滿足強度要求。

從圖4-2 可以看出，隨著距離工作面距離的不斷減小，巷道頂板的離層情況呈現先穩定后急速增大的趨勢，在距離工作面25 m 的位置出現巨變，在距離工作面大于25 m 情況下，頂板的離層現象幾乎不會發生，而當距離工作面的距離小于25 m 時，頂板發生離層情況，但最大的離層量值為10 mm，在可控范圍內，因此，優化后的支護方案能夠滿足礦井正常生產的要求。

4 結論

1）通過對礦井應力進行監測發現，在距離工作面100 m 以上時，回采影響較小，而工作面的超前支撐壓力的范圍大致為100 m，在距離工作面25 m 的位置需要進行超前支護。

2）利用數值模擬軟件對支護方案進行優化分析，發現經過優化后的支護方案有效降低了巷道圍巖的變形程度，優化方案較為成功。

3）通過現場實踐對優化后的支護方案進行驗證，發現經過優化后的支護方案能夠有效地維持巷道應力環境的穩定，且巷道的頂板離層情況也在可控范圍之內。