回采巷道支护设计与矿压显现监测分析

雷建华

（山西焦煤汾西矿业河东公司 灵北矿，山西 灵石 031302）

回采巷道作为煤炭运输、矿井通风和行人的主要巷道，其稳定性直接影响着矿井的安全、高效生产〔1-5〕，有必要对回采巷道的稳定性进行研究。本文以某矿为研究对象，结合数值模拟方法对回采巷道进行支护设计，由回采巷道变形、离层等指标进行监测，对支护方案的合理性进行验证。

1 矿井概况

某矿9号煤层有9上煤层和9下煤层两层煤，中间有夹层。煤层厚度变化在0.60～2.60m，9上煤层的平均厚度为1.5m，9下煤层的平均厚度为1.2m，中间含0.00～2.00m 夹石，夹石平均厚度为1.21m，煤层倾角15°～26°，平均17°。采区面积为25990 m2，地质储量上层为70.2 万吨、下层为56.4万吨。

2 回采巷道支护设计

2.1 9下煤层回采巷道断面形状的确定

一般来说，巷道断面的形状，决定了巷道周边的应力集中程度，所以要合理确定巷道的支护参数，需先确定巷道断面的形状。应用FLAC 软件，分别模拟了矩形巷道、正梯形巷道、倒梯形巷道和某矿实际应用的回采巷道断面形状的受力情况，模拟结果见图1。

图1 不同巷道形状FLAC应力分析

从模拟结果图上可以看出：矩形巷道围岩的4个角上产生应力集中，最大应力可达45 MPa；正梯形巷道围岩的两底角产生应力集中，最大应力可达50 MPa；倒梯形巷道围岩的两顶角产生应力集中，最大应力可达50 MPa。通过对不同断面巷道的受力分析可知：矩形巷道4个角都产生应力集中，因节理较发育，易产生片帮，安全隐患多，且对于巷道的维护很不利，所以不采用；倒梯形巷道虽然应力集中点少，但是巷道空顶宽度大，由于9下回采巷道可能布置在采空区下，受9上开采的影响顶板较破碎，暴露面积大易发生冒顶事故，所以9下回采巷道不易采用这种断面形状；正梯形断面巷道克服了矩形、倒梯形等巷道的缺点，9下回采巷道的断面应采用正梯形巷道断面。

2.2 锚杆支护参数确定

根据设计，9下回采巷道的设计的支护方式为锚杆+锚索+金属网的联合支护形式〔3-5〕，其巷道断面为梯形（见图2），上宽2.8m，下宽3.9m，高2.4m，净断面积为8.04m2。

图2 9下煤层回采巷道锚杆支护设计

3 回采巷道矿压监测分析

3.1 巷道矿压监测方案设计

在每条巷道距工作面开切眼80m 处各设置1个锚固力监测断面，在每个断面的巷道顶板中央安装锚索测力计2个、锚杆测力计3个；在每条巷道内，距开切眼80m 各设置1对顶底板移近量测点；在每条巷道距工作面开切眼80m 处各设置1个巷道表面位移监测断面；在每条监测巷道内，在距开切眼80m处在巷道顶板中央设一个顶板离层监测点，分别在每个测孔内1.5m、3m、4.5m和6m深处设监测基点。

3.2 回采巷道矿压监测结果分析

（1）巷道锚杆、锚索锚固力监测数据分析。上下顺槽锚固力变化曲线见图3。上下顺槽锚固力监测断面，锚索初锚力多数为10～30kN，锚索初锚力最小为5kN、最大为30 kN；锚杆初锚力多数为10kN 左右，锚杆初锚力最小为5 kN、最大为20kN。随着工作面的推进，锚索、锚杆锚固力变化不大，上顺槽锚索、锚杆锚固力增加量为31kN 和17 kN，下顺槽锚索、锚杆锚固力增加量为27kN和15kN，说明巷道受采动影响较小。总体分析，锚索和锚杆最大锚固力监测值均未达到能使其破坏的强度，说明巷道断面、支护形式及支护参数选择较合理，可以满足生产和安全要求。

图3 上、下顺槽监测断面锚固力变化曲线

（2）巷道顶底板移近量监测数据分析。根据巷道顶底板移近量的监测数据，整理绘出两条巷道内顶底板移近量各测点随开采时间变化的曲线（见图4）。由图可以看出，巷道顶底板移近量随着时间的推移，呈近似线性增加，不同监测断面巷道顶底板移近量基本一致，下顺槽平均移近量约1 mm／d，上顺槽平均移近量约1.5mm／d。在监测期间，上顺槽最大顶底板移近量约97mm，下顺槽最大顶底板移近量约61mm，上顺槽顶底板移近量、变化速度较下顺槽的大，原因是受东一面采空区的影响，结合巷道表面位移量监测结果分析，顶底板移近主要是由于底臌产生的，从距工作面距离上看，距回采工作面15m 内测点的移近速度变化较大，总体分析，上下顺槽的顶底板移近量均较小。

图4 上、下顺槽监测断面顶底板移近量变化曲线

（3）巷道表面位移监测数据分析。从下顺槽的4个表面位移量变化（见图5）中可以看出，从巷道顶底移近量分析，下顺槽的底臌量大于顶板下沉量；从巷道两帮移近量分析，左帮移近量大于右帮移近量。从工作面开采影响分析，巷道受采动应力影响不大，在工作面10m 内表面位移量有较大变化，监测期间两巷表面位移的变形量都在正常的范围内，可以满足巷道正常使用。

图5 上、下顺槽监测断面表面位移变化曲线

（4）巷道顶板离层量监测数据分析。顶板离层指示仪安装完毕后，当巷道顶板出现下沉时，各测点之间的距离就会伸长（用Δ1、Δ2、Δ3、Δ4表示各测点的变化量），即Δ1、Δ2、Δ3、Δ4值增大，其增大值即为各测点下方岩层的离层量。0～Δ1、Δ1～Δ2、Δ2～Δ3、Δ3～Δ4分别表示1.5m、1.5～3.0 m、3.0～4.5m、4.5～6.0m 范围内顶板的离层量。

从图6可以看出，下顺槽的顶板离层量均不大，最大的离层发生在顶板1.5～3.0m 范围内，其离层量在2～4mm，在锚杆锚固之外发生较小的离层，原因可能是在该范围内存在弱岩层或煤线；顶板1.5m 范围内的离层在0～1mm之间；顶板3.0～4.5m 和4.5～6.0m 范围的离层量在1～2mm 之间，最大为3mm；上顺槽的顶板离层量均不大，最大的离层发生在顶板1.5～3.0m 范围内，最大离层量为5 mm；顶板1.5m 范围内的顶板离层在0～1mm 之间；顶板3.0～4.5m 和4.5～6.0m 范围的离层量在1～2mm 之间。总体巷道顶板离层量较小，说明下顺槽锚杆支护质量较好。

图6 上、下顺槽监测断面顶板离层变化曲线

通过对两顺槽锚固力、表面位移、顶底板移近量和顶板离层量监测结果的总体分析，两巷的矿压显现小，工作面采动应力对两巷的影响较小。锚固力、表面位移、顶底板移近量和顶板离层量的变化都不大，表明两顺槽的支护形式、参数及断面形状选择较合理，可以满足生产和安全要求。

〔1〕侯朝炯，柏建彪，张 农.困难复杂条件下的煤巷锚杆支护〔J〕.岩土工程学报，2001（23）：84-88.

〔2〕李荣坤.采空区下回采巷道布置与矿压显现规律分析〔J〕.煤炭工程，2011：48-49.

〔3〕田伯权.采空区下松软煤层巷道围岩稳定性综合控制技术与应用〔J〕.煤炭技术，2006（9）：76-78.

〔4〕勾攀峰，辛亚军，张 和.深井巷道顶板锚固体破坏特征及稳定性分析〔J〕.中国矿业大学学报，2012，41（5）：6-9.

〔5〕侯朝炯，勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究〔J〕.岩石力学与工程学报，2000，19（3）：342-345.