东峰煤矿3202 回风顺槽支护技术探讨

郭 峰

（山西兰花集团东峰煤矿有限公司，山西 晋城 048400）

0 引 言

随着地质赋存条件简单地煤炭资源的逐渐枯竭，开始开采地质赋存条件较为复杂的煤层，受到矿山压力和工作面推进影响，工作面巷道围岩完整性受到破坏，变形较为严重，需针对具体的工作面地质环境进行巷道支护技术研究[1,2]。

现阶段，许多研究学者针对巷道支护技术进行了大量研究。王文才[3]采用FLAC3D 及正交试验法优化了巷道支护参数，取得了良好的效果；张科[4]针对郭庄煤矿大断面全煤巷道，分析了巷道围岩破坏特征，优化了锚杆及锚索间距；张琪[5]分析得到巷道两帮围岩破坏不大及顶底板完整，优化了支护参数减小了支护强度。目前针对东峰煤矿3202 工作面回风顺槽顶底板具体地质条件进行支护技术研究。

1 工程概况

1.1 工作面概况

东峰煤矿率属于山西兰花煤炭实业集团有限公司，位于山西省高平市。根据3202 回风顺槽周边Y- 09、5- 2 钻孔，预计 3202 回风顺槽掘进工作面 3 号煤厚为5.9～6.0m，平均厚度为5.95m，煤层倾角为1°～7°，平均为4°，煤层结构简单，局部有不规则层块状夹矸，属于稳定煤层。3 号煤层原始瓦斯含量为4.67m3/min，绝对瓦斯涌出量为1.94m3/min，东峰煤矿为高瓦斯矿井，根据山西公信按技术有限公司2019年4 月对我公司3# 煤层自燃倾向性进行检验，3# 煤层自燃倾向性为Ⅲ级，属于不易自燃煤层。

3202 回风顺槽工作面井下位置位于我公司二采区，北侧为我公司与山西高平科兴集团南阳煤矿有限公司井田境界煤柱。南侧为二采区三条上山巷道，西侧200m 为3201 回风顺槽，东侧为实体煤。3202 回风顺槽掘进工作面为近南北走向，与地层走向斜交。900m 以前工作面整体掘进方向下山掘进，900m 以后工作面整体掘进方向为上山掘进，地势呈中间低两端高，坡度大概在1°- 6°之间。

3202 工作面顶底板岩层分别为：伪顶为0.46m厚的泥岩，黑色，直接顶为3.01m 厚的粉砂岩，黑色，老顶为3.57m 厚的中粒砂岩，灰褐色；直接底为0.7m厚的泥岩，灰黑色，老底为4.96m 厚的泥岩，黑色。

1.2 巷道原支护方式

3202 回风顺槽巷道原支护方式采用工字钢架棚支护，支护成本高，工人劳动强度大，安全隐患发生几率较大，同时单一的架棚支护无法保证破碎顶板、断层、风氧化带、顶板淋水等地质状况下的巷道支护效果。针对东峰煤矿3202 回风顺槽支护存在的问题，进行巷道支护技术优化研究。

2 巷道布置

3202 回风顺槽直接连接二采区胶带上山，通过回风顺槽联络巷与二采区辅运上山相连并设置风门，又通过回风通道与二采区回风上山相连，主要担负3202 工作面回风任务。

3202 回风顺槽为煤巷，沿3 号煤层底板掘进，设计长度为2733m，巷道根据功能性质选用矩形断面。

综合考虑设备高度、管道及风筒的悬挂、工作面通风量的要求，最终确定净宽度为5.2m。高度为3.5m，断面积为 5.2×3.5=18.2m2。

3 巷道支护设计

由相似工作面地质条件巷道所采取的支护经验，可以发现锚杆+ 锚网索联合支护方式，在顶板为泥岩等软岩时，可以保证巷道的安全稳定。因此，东峰煤矿3202 回风顺槽采用锚杆+ 锚网索+ 钢带联合支护方式。

3.1 锚杆支护参数

3.1.1 锚杆长度的确定

根据悬吊作用理论，锚杆长度计算公式如下[4]：

L=L1+L2+L3

式中：L1为锚杆外露长度，m，取 0.05m；L2为锚杆锚固长度，m，取0.5m；L3为锚杆有效长度，m。L为锚杆长度，m；

锚杆有效长度L3的确定

在松散介质及中硬以下岩石，以及小跨度地下空间，可采用经验公式计算冒落带高度：

式中：K 为安全系数，一般取 1.5～2；b 或 b1为(普氏免压拱高)围岩松动圈冒落高度，m；f 为巷道顶板的岩石普氏坚固性系数，（泥岩、煤均取2.0）；B为巷道开掘宽度，此处取B=5.2m；H 为巷道掘进高度，取3.5m；f顶为顶板岩石普氏系数；（泥岩、煤均取2.0）；ω 为两帮围岩的似内摩擦角，取f顶反算；=arctan（2.0）=63.4°

因此，顶锚杆L3：

因此， 可以计算得到： 顶锚杆长度：L=0.05+1.72+0.5=2.27m， 取 2.4m。 帮锚杆长度：L=0.05+0.83+0.5=1.38m，取 2.2m。

3.1.2 锚杆间排距的确定

1）顶锚杆间排距。

锚杆间排距可由经验公式进行计算[4]：

Q≥Kl2αbγ

式中：γ 为被悬吊不稳定岩层平均容重，取24kN/m3；a、b 为锚杆间、排距，m；K 为安全系数，取K=1.8；l2为软弱岩层厚度或冒落拱高度，取巷宽一半：2.6m；Q 为锚杆锚固力，锚杆锚固力Q 按锚杆杆体的屈服载荷345kPa（以φ20mm 螺纹钢计算）：

则顶锚杆间排距计算结果为：

ab≤108/1.8×2.6×24=0.96≈0.9m×1.0m

本次设计结合相邻工作面实际经验，采用锚杆间排距为800mm×950mm。

2）帮锚杆间排距。

选择帮锚杆排距同顶锚杆，取950mm，间距设计为800mm。

3.1.3 锚杆直径的确定

1）顶锚杆直径。

锚杆直径d 可由以下公式计算：

式中：d 为锚杆直径，m；σt为锚杆杆体材料的设计抗拉强度，取520MPa；Q 为锚杆锚固力，取108kN；。

计算可得：d=16.3mm。因此，锚杆直径需大于16.3mm。

结合相邻工作面实际经验，顶锚杆取Φ22mm的高强左旋螺纹钢锚杆。

2）帮锚杆直径。

充填墙体巷帮： 锚杆直径根据经验公式：d=L/110=1800/110=16.4mm；

煤柱帮： 锚杆直径根据经验公式：d=L/110=1800/110=16.4mm；

结合相邻工作面实际经验，3202 回风顺槽帮锚杆取Φ20mm 的高强左旋螺纹钢锚杆。

综合以上计算结果，3202 回风顺槽顶锚杆采用φ22- M24- 2400mm 高强左旋螺纹钢锚杆， 直径22mm，长度2400mm，间排距为800mm×950mm；煤柱帮锚杆采用φ20- M22- 2200mm 高强左旋螺纹钢锚杆，直径20mm，长度2200mm，两帮锚杆间排距为800mm×950mm。

3.2 锚索支护参数的确定

3.2.1 锚索长度的确定

X=X1+X2+X3

式中：X1为锚索外露长度，取 0.25m；X2为不稳定岩层高度， 取顶煤 + 直接顶厚度 =3.03+3.47=6.5m。X3为锚索锚固长度，取1.3m；X3≥fst/πfcs d1= （1860/3.14 ×10）×21.8=1291mm，（式中：fst 为钢绞线抗拉强度，1860MPa；d1为锚索钢绞线直径，21.8mm；fcs 为锚索与锚固剂的设计粘接强度，按 10MPa 计算），取 1.3m。

X=0.25+6.5+1.3=8.05m，设计取8.4m。3.2.2 锚索间距

3202 回风顺槽巷道掘进宽度为5.2m，设计锚索采用 " 三二三 " 的相间布置，间距 1800（1500）/1650mm。

3.2.3 锚索排距

锚索排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩石重量确定。锚索数目应满足以下公式：

式中：N 为锚索数目，取每排3 根（巷掘宽5.2m）；K 为安全系数，考虑到松软岩层不稳定，取1.8；P断为锚索最低破断力，取 582kN；W 为被悬吊岩石的自重，kN；可按下式计算；B 为巷道掘进掘宽，取5.2m；D 为锚索排距，m；∑h 为悬吊岩石厚度，取（普氏免压拱高）围岩松动圈冒落高度1.25m；∑γ 为悬吊岩石平均容重，24kN/m3。

通过以上公式，确定锚索排距应满足以下公式：

D≤5.18m

结合相邻工作面实际经验，设计取锚索排距为950mm（等同于锚杆排距）。

综合以上计算结果，设计回风顺槽（留巷）锚索采用直径为21.8mm，长度为8400mm 的高强度预应力钢绞线，锚索间排距为1800 （1500）/1650mm×950mm，采用“三二三”相间布置。

4 工业试验

4.1 支护效果分析

3202 回风顺槽采用如上支护技术方案进行支护工作，为研究以上方案参数的合理性及巷道围岩的变形量，在巷道每隔30m 设置一个测站，分别记录巷道两帮及顶底板变形量。通过提取测站数据分析，得到如图1 所示数据。

图1 3202 回风顺槽随时间变形量

由图1 可知，在工作面回采期间，两帮移近量稳定在114mm，顶底板移近量稳定在92mm，完全可以保证巷道的安全稳定，保障工作面的正常回采需求。

4.2 经济效益分析

在东峰煤矿3202 工作面回风顺槽将以往的工字钢架棚支护变更为锚杆+ 锚索联合支护。既有效控制了回风顺槽变形量，又节约支护成本，降低工人劳动强度，与原来掘进速度相比提高18%，每米成本节约2800 元。

5 结束语

针对东峰煤矿3202 工作面回风顺槽变形较大，难以支护等问题，根据功能需求确定回风顺槽形状为矩形，根据相关设备尺寸及通风量的工程经验，确定断面尺寸为5.2m×3.5m；根据相似煤巷支护经验选用锚杆+ 锚索联合支护方式，并理论计算了各项支护参数， 选定了： 顶锚杆采用φ22- M24- 2400mm 高强左旋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×950mm；帮锚杆采用φ20- M22- 2200mm 高强左旋螺纹钢锚杆；锚索采用直径为21.8mm，长度为8400mm 的高强度预应力钢绞线，锚索间排距为1800（1500）/1650mm×950mm；最后通过现场工作面实际应用变形量监测，证明此支护方案可以保证3202 回风顺槽的安全稳定。