伊田矿1101工作面沿空掘巷围岩支护设计

段泽瑞

(山西潞安集团蒲县伊田煤业有限公司， 山西 临汾 041204)

1 前言

随着多年来煤炭资源的高强度开采，煤炭资源储量逐渐减小，为提高煤炭回收率，减少资源浪费，很多矿井采用沿空掘巷留小煤柱的方式来提高回收率[1-2]。伊田矿1101工作面回风巷采用沿空掘巷的方式，围岩强度较低，属于软岩巷道，围岩较为破碎，对巷道的支护控制造成了较大的困难，如支护设计不合理，则可能导致巷道变形较大甚至冒顶等安全事故，对工作面生产带来严重的安全隐患。文中以1101回风巷围岩控制为工程背景，通过理论计算分析，合理确定巷道支护参数，为工作面后续的安全生产创造良好条件。

1101回采工作面位于矿井井田南侧，开采2号煤层，煤层厚度为0.60～1.1m，平均1.05m，煤层倾角为1°～3°，平均2°，属于近水平煤层，煤层结构简单，局部节理发育，为全区可采煤层，埋深在100m左右。回采巷道掘进中，在1101工作面范围内揭露3条正断层，但断层落差较小，回采工作面几乎不受断层影响。工作面顶板岩性以泥岩为主，岩层强度较低，节理较为发育，稳定性差，工作面底板以砂质泥岩为主，局部含有白色云母片和黄铁矿结核。

2 巷道支护设计

2.1 支护方案的提出

根据矿井实际条件，1101工作面回风巷属于软岩巷

道，围岩变形相对严重，使用单一锚杆支护形式很难达到预期效果。要保证巷道围岩稳定，减小巷道变形，必须采用多种支护方式联合支护。目前，对于软岩巷道的支护最常用的方法是锚网索支护的形式，根据伊田煤业1101工作面沿空掘巷的实际地质情况，参考相似工作面实际支护经验，决定采用锚杆结合工字钢支护方式，对围岩进行控制。利用锚杆提升巷道顶板及两帮完整性，后采用工字钢棚进一步强化顶板支护强度，达到控制围岩变形，保证巷道使用安全目的。

2.2 支护参数计算

1)锚杆长度确定

根据悬吊理论，可以将锚杆长度细分为3个部分，分别为锚杆外露长度(L1)、锚固长度(L2)以及有效长度(L3)，具体的锚杆长度计算公式为[3]

L=L1+L2+L3

(1)

根据矿井生产实际状况，取锚杆外露长度(L1)为50mm，锚固长度(L2)为950mm。锚杆有效长度(L3)公式为

(2)

(3)

式中，b表示顶板冒落拱发育高度(m)；B表示巷道净宽(m)，取值3.2m；fd表示顶板岩层硬度，取3；c表示巷帮破坏深度(m)；H表示巷道净高(m)，取2.5m；f表示2号煤层硬度，取1.8。将上述参数代入式(2)、式(3)，可得

从上述分析可以得出，顶部锚杆有效长度取值为巷道顶板冒落拱发育高度，取值为0.75m；巷帮锚杆有效长度取值为巷帮破坏深度，取值为0.65m。

将取值代入式(1)，可以得出顶板及巷帮锚杆长度：

顶板锚杆：L=50+950+750=1 750mm，

巷帮锚杆：L=50+950+650=1 650mm。

考虑1101工作面回风巷属于软岩巷道，且采用沿空掘巷的形式，巷道围岩较为破碎，考虑一定安全系数，确定巷道顶板和两帮锚杆长度均为2 000mm。

2) 锚杆直径

锚杆杆体直径与杆体抗拉强度、拉拔力关系为[4]

(4)

式中，d表示锚杆杆体直径(mm)；Q表示杆体承受到的拉拔力(kN)，取值60kN；σt表示杆体抗拉强度(MPa)，取值420MPa。经计算求得杆体直径为

为了确保锚杆支护安全，锚杆直径确定时考虑一定安全系数，最终顶板及巷帮锚杆直径取值均为20mm。

3) 锚杆间、排距

支护时锚杆排距与锚杆长度关系为

Dr≤0.5L

(5)

式中：Dr——排距，m；

L——长度，取2.0m。

代入计算得

Dr≤0.5×2.0=1.0m

考虑到巷道围岩性质，将锚杆排距确定为1.0m。

顶锚杆间距可由式(6)表示

(6)

式中：Ds1——顶锚杆间距，m；

K——附加系数，取2；

γ——岩石重力密度，取值25kN/m3。

其余符号含义与前面相同，将相关数据代入式(6)，可得

考虑软岩巷道支护困难，顶板锚杆间距取0.9m。

帮锚杆间距可由式(7)表示

(7)

式中：Ds2——巷帮锚杆间距，m；

N——巷帮锚杆抗拉强度，取值157.92MPa；

Ps——锚杆锚固力，取值60kN；

Dr——钻孔直径，取值22mm；

k1——围岩应力集中系数，取2.5；

Qs——巷帮侧向压值，取值100kN。

代入式(7)，可得

考虑软岩巷道支护困难，帮锚杆间距可取为1.0m。

综上分析，顶板及巷帮锚杆间、排距分别为0.9×1.0m、1.0×1.0m。

4) 其他支护设计

顶板及巷帮铺设6号钢筋制作而成，长2.2m，宽1.1m钢筋网；U型钢外扎75°，排距为0.6m。

3 支护效果检测

为了检测工作面沿空掘巷实际支护效果，采用上述支护方式后，对1101巷道围岩变形进行监测，具体如图1所示。

图1 巷道围岩变形监测数据

从图中看出，巷道顶板变形随时间增加不断增大，30d时间顶板下沉量值趋于稳定，最大下沉量约为185mm，巷道掘进支护后0～20d时间内的围岩变形可以占顶板下沉量的90%，在该时间范围内顶板下沉量增加明显；巷帮在30d时间内移近量值约为172mm，其中前25d移近量值占到总变形量的92%以上，随后变形量逐渐趋于平稳。从巷道围岩变形监测数据可知，采用文中设计支护方案，可以确保巷道围岩稳定，满足生产需求。

图2所示为锚杆不同距离轴向力随时间变化情况。从图2中可以得出，锚杆受力的最大值位于锚杆中间位置，随着支护时间的增加，锚杆轴向力由最初的40kN增长至105kN，且随着时间推移，轴向力增长幅度降低，受力趋于稳定，这表明采用的锚杆支护方案取得较好效果。

图2 顶板锚杆监测受力曲线

4 结论

根据1101工作面沿空掘巷实际地质条件，利用理论计算，对巷道支护参数进行合理计算，确定巷道支护方案，并通过对巷道围岩变形量的监测进行验证，支护效率良好，保障了工作面的正常生产。