店坪煤矿9-2052巷围岩控制技术研究

刘天富

(霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司 方山店坪煤矿，山西 吕梁 033100)

1 工程概况

店坪煤矿隶属霍州煤电集团吕梁山煤电公司，位于山西省吕梁市方山县大武镇店坪村。目前的主采煤层为9号煤层，厚度为2.6～3.2 m，平均厚度2.9 m.煤层倾角1～5°，属于近水平煤层。9号煤层顶底板岩性如表1所示。

表1 9号煤层顶底板岩性

随着开采强度的不断增大，店坪煤矿采掘接替紧张的问题日益突出，严重制约了店坪煤矿的安全、高效、可持续发展。经过多方面调研，店坪煤矿最终决定引入了EJM340/4-2H掘锚一体机，该设备可实现巷道掘进过程中掘进和支护的平行作业，大幅提升巷道的掘进效率，有效缓解矿井采掘接替紧张的问题[1-2]。但是，由于EJM340/4-2H掘锚一体机所掘进巷道断面尺寸较大，如巷道支护设计不合理，极易造成巷道围岩失稳，引发安全事故[3]。因此，需要对快速掘进工艺条件下的巷道支护进行专项设计。

2 巷道支护方案设计

2.1 支护方案设计

1) 顶锚杆长度。根据加固拱[4-5]原理，顶锚杆长度由公式(1)计算：

L顶=N(1 100+W/10)

(1)

式中：L顶为顶锚杆长度，mm；N为围岩影响系数，取1.1；W为巷道跨度，取5 200 mm.

计算可得：L顶=1 782 mm.综合考虑店坪煤矿以往的现场支护经验，顶锚杆选择长度为2 000 mm的左旋螺纹高强锚杆。

2) 顶锚杆间、排距。锚杆间排距由公式(2)计算：

(2)

式中：a顶为锚杆间、排距，m；G为锚杆设计锚固力，取105 kN；k为松散系数，取2；L2为垮落拱高度；γ为岩体容重，取25.5 kN/m3.垮落拱高度L2=B/2f，B为巷道掘进宽度，取5.2 m；f为顶板岩石普氏系数，取6.

计算可得：a顶<2.18 m.结合以往店坪煤矿9号煤层回采巷道现场支护效果，确定顶锚杆采用“六六”布置，间排距为980 mm×1 000 mm.

3) 锚杆直径。锚杆直径由公式(3)计算：

(3)

式中：d为锚杆直径，m；G为锚杆锚固力，取105 kN；σ为顶锚杆抗拉强度，取490 MPa.

计算可得：d顶=0.016 5 m.结合以往9号煤工作面支护经验及工作面实际情况，顶锚杆及帮锚杆直径取20 mm.

4) 帮锚杆长度。

巷道两帮潜在松塌区宽度由公式(4)计算：

L1=htan(45-β)

(4)

式中：L1为松塌区宽度，mm；h为巷道掘进高度，取3 200 mm；β为煤层内摩擦角，取35°.

计算可得：L2=564 mm.

帮锚杆长度由公式(5)计算：

L帮=L1+L2+L3

(5)

式中：L帮为帮锚杆长度，mm；L2为帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取400 mm；L3为帮锚杆外露长度，取50 mm.

计算可得：L帮=1 014 mm.

结合以上理论计算，根据理论分析及实际抽取样品检查情况，同时为了进一步加强帮部支护管理，9-2052巷巷帮锚杆选择长2 000 mm的左旋螺纹高强锚杆。

5) 帮锚杆间、排距。对锚杆支护巷道，考虑施工工艺，锚杆间排距相等：a帮=b帮≤0.5L帮.

式中：a帮为帮锚杆间距；b帮为帮锚杆排距。

计算可得：a帮=b帮≤1 000 mm.

根据以往9号煤采掘工作面的经验，帮锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm.

6) 锚索长度。锚索长度由公式(6)计算：

L索=La+Lb+Lc+Ld

(6)

式中：L索为锚索总长度，m；La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，取2.76 m；Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2 m；Lc为上托盘及锚具的厚度，取0.07 m；Ld为需要外露的张拉长度，取0.25 m.

计算可得：L索=5.58 m.

为了进一步加强9-2052巷顶板支护管理，结合以往9号煤工作面支护经验及工作面实际情况，锚索长度取6.2 m.

7) 锚索排距。

L=nF2/[BHγ-(2Gd sin θ)/a]

(7)

式中：L为锚索排距，m；B为巷道最大垮落宽度，取38.4 m；H为需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5 m；a为锚杆排距，取1 m；F2为锚杆极限承载能力，取400 kN；n为锚索排数，取2.

计算可得L=4.16 m.为了进一步加强9-2052巷顶板支护管理，结合以往9号煤工作面支护经验及工作面实际情况，锚索排距取3 m.

根据以上理论数据计算，确定9-2052巷支护如图1所示。

图1 巷道支护方案(mm)

顶锚杆采用D20 mm×2 000 mm左旋螺纹高强锚杆，间排距980 mm×1 000 mm；顶部锚索采用D18.9 mm×6 200 mm钢绞线，距巷帮1 700 mm，间排距为1 800 mm×3 000 mm.巷帮锚杆采用D20 mm×2 000 mm左旋螺纹高强锚杆，间排距1 150 mm×1 000 mm.

2.2 数值模拟

为分析前述支护方案是否合理，借助FLAC3D数值模拟软件对支护效果进行分析。店坪煤矿9号煤层及其顶底板岩层物理力学参数如表2所示。

表2 9号煤层及其顶底板岩层物理力学参数

以店坪煤矿9-2052巷地质条件为基础，构建数值模型。数值模型尺寸为高×宽×长=130 m×150 m×210 m，在模型表面施加15.2 MPa的垂直应力，其余各表面均施加约束，侧压系数设置为1.根据现场以往的工程经验，工作面前方10 m位置，巷道破坏最为严重，因此在超前工作面10 m位置设置测线，用于监测工作面回采过程中巷道围岩应力及位移变化情况，模拟效果如图2所示。

如图2所示，在前述巷道支护方案条件下，巷道呈现出水平位移大于垂直位移，垂直应力大于水平应力的特点。在超前工作面10 m位置，巷道水平位移为273.6 mm，垂直位移为290.1 mm，垂直应力集中系数为2.2，巷道围岩稳定性良好，塑性区范围也在允许范围内。数值模拟结果表明，巷道围岩整体变形量不大，在可控范围内，垂直应力集中系数也处于合理范围内，巷道支护方案合理可行。

图2 巷道支护效果分析

3 现场试验

在店坪煤矿9-2052巷对前述支护方案进行现场试验。为了解巷道掘进过程中围岩变形规律及锚杆(索)工作状态，在滞后掘进工作面15 m位置布置综合监测站监测巷道围岩变形量及锚杆(索)工作阻力。为了解巷道掘进过程中深部围岩变形情况，在滞后掘进工作面10 m位置布置巷道围岩深部位移监测站，在巷道两帮测站位置各布置6个围岩位移监测点，位移监测点深度分别为1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m.现场监测曲线如图3所示。

图3 现场监测曲线

如图3(a)所示，在巷道掘进过程中，随着掘进工作面不断推进，巷道围岩变形量呈现先增大后逐渐趋于稳定的变化趋势，在滞后掘进工作面约80 m后，巷道围岩基本处于稳定状态。当巷道围岩处于稳定状态时，顶底板移近量最大值为122 mm，两帮移近量最大值为190 mm.如图3(b)所示，锚杆(索)工作阻力变化趋势与巷道围岩变形量变化趋势基本相近，随着掘进工作面不断推进，锚杆(索)工作阻力也呈现先增大后逐渐趋于稳定的变化趋势。在滞后掘进工作面80 m后，锚杆(索)工作阻力基本不再发生变化。最终，锚杆工作阻力最大值为186 kN，锚索工作阻力最大值为346 kN.如图3(c)、(d)所示，巷道浅部围岩的变形速率及变形量均大于巷道深部围岩，巷道两帮1 m处的浅部围岩变形量最大值分别为22 mm和18 mm.当深度超过2 m后，各测点间的相对变形量较小，且随着深度的增大，相对变形量随之减小，表明巷道两帮塑性区范围在2 m以内，且巷道两帮围岩深处无离层现象。

根据现场监测结果，巷道围岩整体变形量不大，在可控范围内，顶板及两帮未出现明显离层现象，锚杆(索)工作状态良好，起到了主动支护作用，表明前述支护方案合理可行，可以满足现场的安全生产需求。