斜沟煤矿18505工作面支护优化

王 睿

(山西西山晋兴能源有限责任公司 斜沟煤矿，山西 兴县 033602)

沿空掘巷是指在确定工作面回采巷道位置时，沿着靠近相邻区段工作面采空区边界附近布置回采巷道的方法，沿空掘巷可划分为3种形式：留设大煤柱沿空掘巷、留设小煤柱沿空掘巷和完全沿空掘巷。随着地质条件的变化，沿空掘巷的支护-围岩关系也存在一定程度上的差异性，因此巷道围岩控制时需综合考虑各种因素的影响。近年来，矿井开采向深部煤层方向发展，此时采场围岩应力复杂程度高，且极易受到原岩应力的影响，这些因素导致综放工作面沿空掘巷布置及巷道维护难度系数增大。沿空掘巷技术面临煤柱合理留设、围岩应力分布规律、巷道维护与围岩控制等一系列亟待解决的技术难题。

以斜沟煤矿18505工作面材料巷为研究背景，通过理论分析、数值模拟计算、矿压现场监测分析等方法，对18505工作面材料巷围岩控制技术进行研究，以提高工作面煤炭回采率、控制支护成本、提高经济效益。

1 工程概况

山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿18505工作面位于15采区，工作面走向长度为6 442 m，倾向长度为294.6 m，工作面东侧为实煤区，南侧为15采区上山大巷，北侧247.8 m外是斜沟煤矿井田边界，西侧为18503工作面采空区。工作面开采8#煤层，煤层均厚为 3.86 m，平均倾角为9.2°，一般含1～2层泥岩夹矸，厚度不稳定。煤层直接顶为泥岩，均厚为1.84 m，节理裂隙较为发育；基本顶为细粒砂岩，厚度为0～15.71 m，均厚7.89 m，岩层呈中粒结构，块状构造，巨厚层状；底板为泥岩和中粒砂岩。工作面采用综采一次采全高采煤工艺，采高为3.86 m.

18505工作面材料巷沿18503工作面采空区掘进，区段煤柱为13 m，巷道沿煤层顶板掘进，掘进宽度5.2 m×高度3.6 m，巷道原有支护方案为锚网与锚索联合支护，顶板锚杆间排距为 900 mm×900 mm，顶板锚索间排距为 1 800 mm×900 mm，两帮锚杆间排距 1 000 mm×900 mm，原有支护方式见图1. 在现有护巷煤柱宽度和支护方案下，巷道掘进期间两帮最大变形量达到510 mm，顶底板最大移近量达到400 mm，且易出现顶板冒顶、两帮煤壁片帮的现象，为保障巷道围岩稳定需进行分析研究。

图1 18505工作面材料巷原有支护方式图

2 沿空掘巷覆岩运动特征

2.1 沿空掘巷上覆岩层结构运动特征

针对厚煤层大采高工作面沿空掘巷而言，掘进前后及回采过程中，其上覆岩层结构运动变化规律复杂程度更高；沿空掘巷上覆岩层结构主要表现为垂直于工作面的推进方向，且沿空掘巷留设的煤柱会受到多次采动的影响；沿空掘巷顶板的关键层在煤体侧上方发生断裂形成“弧形三角块”结构[1-2]，模型中关键块B的受力状态对巷道围岩结构稳定性的影响程度最高，见图2.

图2 沿空掘巷“弧形三角块”结构模型示意图

随着工作面回采作业的进行，覆岩基本顶的断裂会导致其在侧向一定范围内形成悬臂梁结构，主要作用是承担覆岩载荷。随着工作面的推进，基本顶再次发生破断并与周围岩体形成铰接结构，即基本顶关键块结构，关键块体继而发生回转下沉，其两端分别由煤柱和采空区矸石进行支撑，一般处于较稳定的状态，这在一定程度上保证了巷道围岩的稳定性。

2.2 沿空掘巷侧向支承压力分布特征

大采高工作面沿空掘巷时，可将沿空掘巷侧向支承应力分布划分为4个区域，依次为：内应力场破碎区、内应力场塑性区、外应力场弹性变形区及原岩应力区[3-4]，沿空掘巷侧向支承应力分布见图3.

图3 沿空掘巷侧向垂直应力分布特征图

沿空掘巷侧向支承应力分布区域特征如下：

1) 破裂区沿空掘巷邻近采空区侧煤体受剧烈采动影响，煤体内破坏变形严重，对上覆岩层的承载能力较弱，需通过相应的支护技术或者措施进行围岩控制。

2) 塑性区。这个区域内的煤体基本表现为塑性受力状态，由于在应力峰值的影响范围内，因此煤体内会出现应力集中现象，同时该塑性区域会随着工作面推进发生变化，应力峰值范围也会随之发生改变。

3) 弹性变形区。处于应力峰值与非受采动影响之间，此时煤体呈弹性状态，煤体对覆岩的承载作用得到加强，因此该区域内巷道围岩变形量较小，且可达到良好的支护效果。

4) 原岩应力区。处于非受采动影响范围之外，属于原岩应力区域，随着巷道围岩应力水平的增加，煤体的力学性质会发生变化。

为有效分析采空区侧侧向垂直应力分布规律，采用FLAC3D数值模拟软件，根据18505工作面材料巷围岩物理力学性质参数及矿井地质资料，建立FLAC3D数值计算模型：模型尺寸设为300 m×100 m×40 m，对模型底面进行固定，并限制其侧面在水平方向的运动，模型顶面所承受载荷可通过估算法计算得到，即 Z 轴方向施加工作面覆岩载荷7.5 MPa，X轴南北方向上的应力分量为13 MPa，采用摩尔-库伦屈服准则对模型进行计算，水平侧压系数取1，煤岩层物理力学参数见表1.

表1 巷道围岩各岩层岩石力学参数表

根据数值模拟结果能够得出，在18503工作面回采完成后，下区段实体煤内部的垂直应力云图及应力分布曲线见图4.

图4 上区段工作面回采后垂直应力云图及煤体应力分布曲线图

由图4得出：破裂区在距离煤壁0～2 m；塑性区为2～12 m；弹性区为距离煤壁12～47 m，其中在距离煤壁12 m的位置处，侧向支承压力达到最大值，约为26.11 MPa，应力集中系数约为3.7；原岩应力区在距离煤壁47 m以外的范围。

基于上述分析可知，18505工作面材料巷沿空掘巷时留设13 m的煤柱，巷道布置在弹性区范围内，该区域煤体相对完整，巷道位置选择合理，但巷道围岩在现有护巷煤柱宽度下变形量较大，这表明原有巷道的支护方案存在不合理，需进行优化设计。

3 围岩支护优化分析

3.1 支护参数优化设计

1) 主要支护参数计算。

a) 锚杆长度。顶板锚杆长度L按照悬吊理论进行计算：

L=L1+L2+L3

(1)

式中：

L1—锚杆外露长度，m，一般取 0.15；

L2—锚杆有效长度，m；

L3—锚杆锚固长度，m，一般取 0.4.

L2长度可由自然平衡拱理论计算得到：

(2)

式中：

K—安全系数，取2；

B—巷道宽度，m，取 5.2；

f—岩石坚固性系数，取3.

将各参数值代入公式计算得到顶板锚杆长度L=2.29 m. 原有支护设计中，沿空掘巷顶锚杆长度为2 200 mm；考虑到巷道沿顶板掘进，为有效避开直接顶与基本顶之间的交界面，故将顶板锚杆长度优化为2.5 m.

b) 锚索长度。对于沿空掘巷顶板支护而言，锚索可以使顶板各岩层整体的强度得到提升。锚索长度由以下公式计算得到：

L=Lm+Lx+Lt+Lw

(3)

式中：

Lm—锚固长度，m；

Lx—悬吊的不稳定岩层厚度，m，取1.84；

Lt—托盘及锚具的厚度，m，取0.1；

Lw—外露长度，m，一般为0.25.

锚索锚固长度Lm按以下公式计算：

(4)

式中：

K—安全系数，取4；

d—锚索钢绞线的直径，mm，取17.8；

ft—钢绞线抗拉强度，N/mm2，取1 890；

fn—锚固剂与锚索的黏和强度，N/mm2，取8.

将各参数代入公式计算得到材料巷锚索合理长度L=6.4 m. 原有支护中顶板锚索长度为 6 300 mm，无法充分保障巷道顶板的稳定，结合基本顶岩层的具体分布特征，为保障锚索锚固到稳定岩体内，最终确定将锚索长度增加为 8 250 mm.

2) 支护参数模拟分析。

由于材料巷在原有支护参数下围岩变形量较大，对原有支护参数进行优化分析，在上述数值模拟模型基础上，对18505材料巷的开挖与支护进行模拟分析，该次数值模拟主要设置帮锚杆和顶锚索的间排距模拟方案，具体模拟方案见表2.

表2 数值模拟计算方案表

根据数值模拟结果能够得出相应支护优化方案下的巷道围岩变形规律、锚杆(索)的受力情况，结合4种方案进行数据曲线对比，具体分析如下：

a) 帮锚杆间排距。分析支护优化方案1、2中两帮锚杆不同间排距支护的模拟计算结果，重点对帮锚杆间排距与巷道围岩变形之间的相互影响关系进行分析，见图5.

图5 不同帮锚杆间排距下围岩变形量曲线图

由图5a)可知：随着锚杆间距由850 mm增加至950 mm，底板及两帮围岩变形量呈缓慢减小的趋势，而巷道顶板及两帮锚杆受力变化不太明显；两帮锚杆间距为900 mm和950 mm时巷道围岩变形量较小，确定两帮锚杆间距900 mm.

由图5b)可知：锚杆排距由900 mm扩大到1 000 mm时，巷道顶板下沉量由120 mm增加至230 mm，约增加了一倍；锚杆排距为900 mm和1 000 mm时，锚杆受力变化幅度较小，认为锚杆排距为1 000 mm可以满足支护效果。

b) 锚索间排距。

通过分析支护优化方案 3 、4的模拟计算结果，研究顶板锚索间排距与巷道围岩变形之间的相互影响关系，见图6.

图6 不同锚索间排距下围岩变形量曲线图

由图6a)可知：在特厚煤层综放工作面沿空掘巷支护过程中，如果锚索不能将锚固岩层悬吊在稳定岩层中，极易造成冒落片帮等事故；根据模拟结果可知，材料巷顶板锚索间距选取为1 800 mm时，材料巷顶板锚索支护效果良好。由图6b)可知顶锚索排距为 1 350～1 800 mm时，巷道围岩变形量及锚索受力变化趋势平缓，综合考虑经济效益，确定顶锚索排距选用1 500 mm.

顶板支护。选用d20 mm×2 500 mm 的左旋螺纹钢高强度锚杆，采用加长锚固，锚固长度1 350 mm，锚杆预紧扭矩大于300 N·m，间排距为900 mm×1 000 mm.选用d17.8 mm×8 250 mm高强锚索，采用三二三布置，间排距1 350 mm×2 000 mm，锚索预紧力为150 kN.

两帮支护。选用d20 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆，间排距900 mm×1 000 mm，锚固长度1 560 mm，锚杆预紧扭矩大于250 N·m. 采用d14 mm钢筋梁将帮锚杆及肩窝处顶锚杆纵向衔接。

附件包括钢筋梯子梁、金属网、托盘等。其中钢筋梯子梁采用d14 mm的圆钢焊制。优化后巷道支护方案见图7.

3.2 效果分析

为分析18505工作面材料巷支护参数优化后围岩控制效果，在工作面回采期间，进行巷道表面位移量的分析，巷道表面位移曲线见图8.

通过分析图8可知，在18505工作面回采期间，测站的顶底板及两帮最大移近量分别为169 mm和202 mm. 当测点与回采工作面间的距离大于30 m时，巷道顶底板及两帮基本处于稳定状态，顶底板及两帮的最大变形速率分别为23 mm/d和17 mm/d，当巷道监测断面与回采工作面间的距离小于30 m时，顶底板及两帮的变形速率增大，顶底板及两帮最大变形速率分别为58 mm/d和41 mm/d. 基于上述分析可知，巷道在采用优化支护方案后围岩变形量得到有效控制。

图8 18505工作面回采期间巷道表面位移曲线图

4 结 论

根据18505工作面的具体地质条件，结合材料巷在原有支护方案下的围岩变形特征，通过分析沿空掘巷覆岩运动特征，得出沿空掘巷的基本顶弧形三角块和侧向支承压力的分布规律，并对支护优化方案进行设计。根据巷道表面位移监测结果可知，采用优化支护方案后，工作面回采期间，顶底板及两帮的最大变形量分别为169 mm和202 mm，保障了围岩的稳定。