新景煤礦8129進風巷支護方案優化研究

李爭杰

(華陽集團新景公司，山西 陽泉 045000)

1 工程概況

華陽股份智能礦山事業部新景公司8129綜采工作面位于蘆南采區525水平，工作面標高517～561 m，地面標高859～974 m，埋藏深度為322～448 m.工作面走向長1 249 m，傾斜長205 m，面積256 045 m2.本工作面井下位于8號煤蘆南采區北翼中部，西為8128工作面(已采)，南為蘆南風井，東為8130工作面(未掘)，北為525水平中條帶大巷，服務于本面的巷道主要有蘆南8號煤采區補膠帶巷、8號煤采區補軌道巷、8號煤采區補回風巷等，8129工作面位置詳情見圖1(a)所示。工作面所采煤層為8號煤，煤層總厚2.34～3.43 m，平均厚度2.94 m.老頂為6.65 m的中粒砂巖，灰白色，成分以石英為主，長石次之，夾泥質條帶，含云母和黑色礦物，硅質膠結，厚度變化較大。直接頂為8.08 m的泥巖，黑色，含植物化石，中部夾1～2層菱鐵礦結核，上部含沙量較大，常相變為砂質泥巖；直接底為1.87 m的砂質泥巖，灰黑色，富含植物碎片化石和黃鐵礦，頂部有時相變為泥巖。底板容許比壓為4.5 MPa.巷道全部沿頂板掘進。

8129進風巷長1 249 m，沿8號煤層頂底板掘進。進風巷頂板采用D20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿+D17.8 mm×7 300 mm錨索+W鋼帶+經緯網聯合支護，錨桿間排距0.9 m，錨索間排距1.8 m.采幫采用D20 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿+金屬菱形網+W鋼護板聯合支護；煤柱幫采用D20 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿+D17.8 mm×4 200 mm錨索+金屬菱形網+W鋼護板聯合支護錨桿間排距1.1 m×0.9 m，錨索間排距1.8 m.原支護斷面如圖1(b)所示。現階段進風巷已掘進300 m，輔助進風巷已掘進340 m，對巷道掘進穩定之后圍巖變形量進行初步測量，得出進風巷圍巖變形量較大，頂底板變形量較小，局部地段兩幫變形較嚴重，尤其是回采幫，多處出現較為嚴重的網兜現象，兩幫移近量達到500～600 mm，預計無法滿足工作面安全生產的需求。為實現8129進風巷圍巖穩定控制目標，對其巷內支護方案進行優化設計研究。

圖1 8129進風巷位置及支護示意(mm)

2 8129 工作面進風巷錨固性能測試與分析

根據在8129進風巷現場調研發現，原有支護條件下，錨桿、錨索脫錨現象較為普遍，錨固效果差是導致支護效果不佳的重要原因，因此在現場進行錨固性能試驗，對其錨桿、錨索錨固參數進行優化。

2.1 錨桿錨固性能測試

在8129進風巷里程200 m處進行錨桿錨固力及預緊力的測試，頂錨桿為直徑20 mm、長2.4 m的335號螺紋鋼，選用CK2360型和Z2380型兩種錨固劑，幫部錨桿直徑20 mm、長度2.0 m.試驗表明：采用兩支CK2360樹脂藥卷時，錨固力均值106 kN，設計錨固力為100 kN，基本能夠滿足現場使用的要求，但是錨固劑凝結速度過快，現場操作不方便。頂板錨桿采用兩支Z2380樹脂藥卷進行錨固時，錨固力平均值為115 kN，滿足現場使用，錨固劑凝結較慢，可提供的預緊力較小。為減小頂板變形量，較快提供較高的錨桿預緊力，建議后續頂板錨桿施工使用雙速錨固劑，即CK2360樹脂藥卷、Z2360樹脂藥卷各1支。幫錨桿采用1支CK2360型或Z2380型樹脂藥卷時，錨固力分別為69 kN、104.9 kN，幫錨桿采用Z2380型樹脂藥卷較合理。

2.2 錨索錨固性能測試

頂板錨索及幫錨索為直徑17.8 mm的1×7 股低松弛鋼絞線。現場試驗結果表明：頂板錨索合理的錨固劑類型為兩支CK2360型和1支Z2380型樹脂藥卷，錨固力基本達到350 kN，對錨索施加預緊力可達250 kN，頂板巖層較堅硬完整，錨固性能良好。后續可對頂板錨索長度進行優化，降低巷道支護施工難度和成本。幫錨索合理的錨固劑類型為1支CK2360型和1支Z2380型樹脂藥卷，錨固力達到250 kN左右，錨索預預緊力可設計為150 kN.

3 8129 工作面進風巷支護參數模擬研究

為對錨桿、錨索布置參數進一步優化，通過FLAC3D進行數值模擬計算[1-2]，對不同支護條件下圍巖變形量進行分析。為杜絕模型邊界對數值模擬結果可靠性的干擾，設計三維模型尺寸寬、高、厚為80 m、60 m、6 m，數值模型如圖2所示。

圖2 數值模型示意

結合8129進風巷初掘期間圍巖變形特征，及現場拉拔試驗測試結果，初步擬定5組支護方案。各方案參數見表1.各方案中，頂板錨桿預緊力為60 kN，頂板錨索預緊力150 kN，幫錨桿預緊力40 kN，幫錨索預緊力100 kN，錨桿、錨索均垂直頂板或巷幫施工，采用 Cables 結構單元模擬錨桿和錨索。模擬錨桿、錨索尺寸、力學特征的變化，在不同支護方案條件下進行回風巷的開挖支護，整理得到圖3所示結果。

圖3 圍巖變形量數值模擬結果

表1 初設支護方案參數詳情

分析可知，方案1至方案5主要變化為錨桿錨索的支護密度逐步減小，巷道表面變形量呈現出逐漸增大的趨勢。方案1至方案3條件下，巷道表面變形量整體處于較低水平，以變形最為突出的頂板下沉量為例，方案2與方案1相比僅增大5.7%，方案3相對于方案2僅增大14.8%，但方案4相對于方案3增幅達到51.2%，方案5條件下頂板下沉量進一步急劇增大，方案4、5條件下，圍巖變形量較大，支護效果較差。綜上可知，支護方案3最為經濟合理。

4 8129進風巷優化支護方案及礦壓監測

4.1 8129進風巷優化支護方案

設計8129進風巷優化后的支護方案如下：①頂板支護：選用MSGLW-500/20×2 000 mm螺紋鋼錨桿，托盤選用150 mm×150 mm×10 mm的碟形鋼托盤，錨固劑采用1支CK2360型和1支Z2380型樹脂錨固劑，預緊力60 kN，間排距0.9 m×1.0 m.錨索選用D17.8 mm×5 200 mm的鋼絞線，每根錨索使用2卷CK2360錨固劑和1卷Z2380錨固劑，預緊力150 kN，錨索托盤為300 mm×300 mm的碟形鋼托盤，托盤厚度為14 mm，錨索間排距為1.8 mm×1.0 mm.②左幫(右幫)錨桿規格同頂板，錨固劑選用Z2380樹脂藥卷，間排距1.0 m，錨索選用D17.8 mm×4 200 mm的鋼絞線，錨固劑采用1支CK2360型和一支Z2380型樹脂錨固劑，間排距1.4 m×2.0 m.③頂板、左幫使用D5 mm的鋼筋網，網片規格2 200 mm×1 100 mm.右幫網片使用煤礦井下用塑鋼復合網，規格為JD GS+PVC 4000MS 1 200 mm.④網片搭接方式為綁扎搭接，壓茬100 mm，壓茬處每隔200 mm用16號雙股鐵絲“三花”布置綁扎，擰結量不得少于3圈，網片要鋪平，鋪展緊貼巖(煤)面。

4.2 礦壓監測結果

為了檢驗8129進風巷優化支護方案的支護效果，采用上述支護方案繼續掘進期間進行礦壓監測，主要內容為十字布點法監測圍巖變形量、頂板離層儀監測離層量、液壓枕監測錨索載荷[3-4]，根據現場監測數據整理得到圖4所示結果，根據圖4(a)、(b)分析可知，距迎頭距離大于80 m后圍巖表面變形量基本保持不變，頂板累計下沉量為86 mm，底板累計底鼓量為67 mm，煤柱幫累計內移量為152 mm，回采幫累計內移量84 mm，圍巖累計變形量較小，圍巖變形量整體小于原支護方案，尤其回采幫減小量為250～350 mm.根據圖4(b)、(c)所示結果分析可知，頂板離層主要發生在距迎頭60 m范圍內，支護頂板趨于穩定，最大離層值為22 mm，頂板離層控制效果良好；頂板錨桿、錨索載荷在距迎頭60 m處基本保持穩定，頂板錨索最大載荷約為241 kN，頂板錨桿最大載荷為61 kN，均在其設計承載能力范圍內，錨桿、錨索工作狀態良好。綜上可得，優化后的支護方案有效控制8129進風巷圍巖的變形破壞，能夠為后續工作面的回采提供足夠的空間以及安全保證。

圖5 礦壓監測結果