店坪煤礦9-2052巷圍巖控制技術研究

劉天富

(霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司 方山店坪煤礦，山西 呂梁 033100)

1 工程概況

店坪煤礦隸屬霍州煤電集團呂梁山煤電公司，位于山西省呂梁市方山縣大武鎮店坪村。目前的主采煤層為9號煤層，厚度為2.6～3.2 m，平均厚度2.9 m.煤層傾角1～5°，屬于近水平煤層。9號煤層頂底板巖性如表1所示。

表1 9號煤層頂底板巖性

隨著開采強度的不斷增大，店坪煤礦采掘接替緊張的問題日益突出，嚴重制約了店坪煤礦的安全、高效、可持續發展。經過多方面調研，店坪煤礦最終決定引入了EJM340/4-2H掘錨一體機，該設備可實現巷道掘進過程中掘進和支護的平行作業，大幅提升巷道的掘進效率，有效緩解礦井采掘接替緊張的問題[1-2]。但是，由于EJM340/4-2H掘錨一體機所掘進巷道斷面尺寸較大，如巷道支護設計不合理，極易造成巷道圍巖失穩，引發安全事故[3]。因此，需要對快速掘進工藝條件下的巷道支護進行專項設計。

2 巷道支護方案設計

2.1 支護方案設計

1) 頂錨桿長度。根據加固拱[4-5]原理，頂錨桿長度由公式(1)計算：

L頂=N(1 100+W/10)

(1)

式中：L頂為頂錨桿長度，mm；N為圍巖影響系數，取1.1；W為巷道跨度，取5 200 mm.

計算可得：L頂=1 782 mm.綜合考慮店坪煤礦以往的現場支護經驗，頂錨桿選擇長度為2 000 mm的左旋螺紋高強錨桿。

2) 頂錨桿間、排距。錨桿間排距由公式(2)計算：

(2)

式中：a頂為錨桿間、排距，m；G為錨桿設計錨固力，取105 kN；k為松散系數，取2；L2為垮落拱高度；γ為巖體容重，取25.5 kN/m3.垮落拱高度L2=B/2f，B為巷道掘進寬度，取5.2 m；f為頂板巖石普氏系數，取6.

計算可得：a頂<2.18 m.結合以往店坪煤礦9號煤層回采巷道現場支護效果，確定頂錨桿采用“六六”布置，間排距為980 mm×1 000 mm.

3) 錨桿直徑。錨桿直徑由公式(3)計算：

(3)

式中：d為錨桿直徑，m；G為錨桿錨固力，取105 kN；σ為頂錨桿抗拉強度，取490 MPa.

計算可得：d頂=0.016 5 m.結合以往9號煤工作面支護經驗及工作面實際情況，頂錨桿及幫錨桿直徑取20 mm.

4) 幫錨桿長度。

巷道兩幫潛在松塌區寬度由公式(4)計算：

L1=htan(45-β)

(4)

式中：L1為松塌區寬度，mm；h為巷道掘進高度，取3 200 mm；β為煤層內摩擦角，取35°.

計算可得：L2=564 mm.

幫錨桿長度由公式(5)計算：

L幫=L1+L2+L3

(5)

式中：L幫為幫錨桿長度，mm；L2為幫錨桿伸出潛在松塌區的額定錨固長度，取400 mm；L3為幫錨桿外露長度，取50 mm.

計算可得：L幫=1 014 mm.

結合以上理論計算，根據理論分析及實際抽取樣品檢查情況，同時為了進一步加強幫部支護管理，9-2052巷巷幫錨桿選擇長2 000 mm的左旋螺紋高強錨桿。

5) 幫錨桿間、排距。對錨桿支護巷道，考慮施工工藝，錨桿間排距相等：a幫=b幫≤0.5L幫.

式中：a幫為幫錨桿間距；b幫為幫錨桿排距。

計算可得：a幫=b幫≤1 000 mm.

根據以往9號煤采掘工作面的經驗，幫錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm.

6) 錨索長度。錨索長度由公式(6)計算：

L索=La+Lb+Lc+Ld

(6)

式中：L索為錨索總長度，m；La為錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，取2.76 m；Lb為需要懸吊的不穩定巖層厚度，取2 m；Lc為上托盤及錨具的厚度，取0.07 m；Ld為需要外露的張拉長度，取0.25 m.

計算可得：L索=5.58 m.

為了進一步加強9-2052巷頂板支護管理，結合以往9號煤工作面支護經驗及工作面實際情況，錨索長度取6.2 m.

7) 錨索排距。

L=nF2/[BHγ-(2Gd sin θ)/a]

(7)

式中：L為錨索排距，m；B為巷道最大垮落寬度，取38.4 m；H為需要懸吊的不穩定巖層厚度，取2.5 m；a為錨桿排距，取1 m；F2為錨桿極限承載能力，取400 kN；n為錨索排數，取2.

計算可得L=4.16 m.為了進一步加強9-2052巷頂板支護管理，結合以往9號煤工作面支護經驗及工作面實際情況，錨索排距取3 m.

根據以上理論數據計算，確定9-2052巷支護如圖1所示。

圖1 巷道支護方案(mm)

頂錨桿采用D20 mm×2 000 mm左旋螺紋高強錨桿，間排距980 mm×1 000 mm；頂部錨索采用D18.9 mm×6 200 mm鋼絞線，距巷幫1 700 mm，間排距為1 800 mm×3 000 mm.巷幫錨桿采用D20 mm×2 000 mm左旋螺紋高強錨桿，間排距1 150 mm×1 000 mm.

2.2 數值模擬

為分析前述支護方案是否合理，借助FLAC3D數值模擬軟件對支護效果進行分析。店坪煤礦9號煤層及其頂底板巖層物理力學參數如表2所示。

表2 9號煤層及其頂底板巖層物理力學參數

以店坪煤礦9-2052巷地質條件為基礎，構建數值模型。數值模型尺寸為高×寬×長=130 m×150 m×210 m，在模型表面施加15.2 MPa的垂直應力，其余各表面均施加約束，側壓系數設置為1.根據現場以往的工程經驗，工作面前方10 m位置，巷道破壞最為嚴重，因此在超前工作面10 m位置設置測線，用于監測工作面回采過程中巷道圍巖應力及位移變化情況，模擬效果如圖2所示。

如圖2所示，在前述巷道支護方案條件下，巷道呈現出水平位移大于垂直位移，垂直應力大于水平應力的特點。在超前工作面10 m位置，巷道水平位移為273.6 mm，垂直位移為290.1 mm，垂直應力集中系數為2.2，巷道圍巖穩定性良好，塑性區范圍也在允許范圍內。數值模擬結果表明，巷道圍巖整體變形量不大，在可控范圍內，垂直應力集中系數也處于合理范圍內，巷道支護方案合理可行。

圖2 巷道支護效果分析

3 現場試驗

在店坪煤礦9-2052巷對前述支護方案進行現場試驗。為了解巷道掘進過程中圍巖變形規律及錨桿(索)工作狀態，在滯后掘進工作面15 m位置布置綜合監測站監測巷道圍巖變形量及錨桿(索)工作阻力。為了解巷道掘進過程中深部圍巖變形情況，在滯后掘進工作面10 m位置布置巷道圍巖深部位移監測站，在巷道兩幫測站位置各布置6個圍巖位移監測點，位移監測點深度分別為1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m.現場監測曲線如圖3所示。

圖3 現場監測曲線

如圖3(a)所示，在巷道掘進過程中，隨著掘進工作面不斷推進，巷道圍巖變形量呈現先增大后逐漸趨于穩定的變化趨勢，在滯后掘進工作面約80 m后，巷道圍巖基本處于穩定狀態。當巷道圍巖處于穩定狀態時，頂底板移近量最大值為122 mm，兩幫移近量最大值為190 mm.如圖3(b)所示，錨桿(索)工作阻力變化趨勢與巷道圍巖變形量變化趨勢基本相近，隨著掘進工作面不斷推進，錨桿(索)工作阻力也呈現先增大后逐漸趨于穩定的變化趨勢。在滯后掘進工作面80 m后，錨桿(索)工作阻力基本不再發生變化。最終，錨桿工作阻力最大值為186 kN，錨索工作阻力最大值為346 kN.如圖3(c)、(d)所示，巷道淺部圍巖的變形速率及變形量均大于巷道深部圍巖，巷道兩幫1 m處的淺部圍巖變形量最大值分別為22 mm和18 mm.當深度超過2 m后，各測點間的相對變形量較小，且隨著深度的增大，相對變形量隨之減小，表明巷道兩幫塑性區范圍在2 m以內，且巷道兩幫圍巖深處無離層現象。

根據現場監測結果，巷道圍巖整體變形量不大，在可控范圍內，頂板及兩幫未出現明顯離層現象，錨桿(索)工作狀態良好，起到了主動支護作用，表明前述支護方案合理可行，可以滿足現場的安全生產需求。