新景煤矿8129进风巷支护方案优化研究

李争杰

(华阳集团新景公司，山西 阳泉 045000)

1 工程概况

华阳股份智能矿山事业部新景公司8129综采工作面位于芦南采区525水平，工作面标高517～561 m，地面标高859～974 m，埋藏深度为322～448 m.工作面走向长1 249 m，倾斜长205 m，面积256 045 m2.本工作面井下位于8号煤芦南采区北翼中部，西为8128工作面(已采)，南为芦南风井，东为8130工作面(未掘)，北为525水平中条带大巷，服务于本面的巷道主要有芦南8号煤采区补胶带巷、8号煤采区补轨道巷、8号煤采区补回风巷等，8129工作面位置详情见图1(a)所示。工作面所采煤层为8号煤，煤层总厚2.34～3.43 m，平均厚度2.94 m.老顶为6.65 m的中粒砂岩，灰白色，成分以石英为主，长石次之，夹泥质条带，含云母和黑色矿物，硅质胶结，厚度变化较大。直接顶为8.08 m的泥岩，黑色，含植物化石，中部夹1～2层菱铁矿结核，上部含沙量较大，常相变为砂质泥岩；直接底为1.87 m的砂质泥岩，灰黑色，富含植物碎片化石和黄铁矿，顶部有时相变为泥岩。底板容许比压为4.5 MPa.巷道全部沿顶板掘进。

8129进风巷长1 249 m，沿8号煤层顶底板掘进。进风巷顶板采用D20 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆+D17.8 mm×7 300 mm锚索+W钢带+经纬网联合支护，锚杆间排距0.9 m，锚索间排距1.8 m.采帮采用D20 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆+金属菱形网+W钢护板联合支护；煤柱帮采用D20 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆+D17.8 mm×4 200 mm锚索+金属菱形网+W钢护板联合支护锚杆间排距1.1 m×0.9 m，锚索间排距1.8 m.原支护断面如图1(b)所示。现阶段进风巷已掘进300 m，辅助进风巷已掘进340 m，对巷道掘进稳定之后围岩变形量进行初步测量，得出进风巷围岩变形量较大，顶底板变形量较小，局部地段两帮变形较严重，尤其是回采帮，多处出现较为严重的网兜现象，两帮移近量达到500～600 mm，预计无法满足工作面安全生产的需求。为实现8129进风巷围岩稳定控制目标，对其巷内支护方案进行优化设计研究。

图1 8129进风巷位置及支护示意(mm)

2 8129 工作面进风巷锚固性能测试与分析

根据在8129进风巷现场调研发现，原有支护条件下，锚杆、锚索脱锚现象较为普遍，锚固效果差是导致支护效果不佳的重要原因，因此在现场进行锚固性能试验，对其锚杆、锚索锚固参数进行优化。

2.1 锚杆锚固性能测试

在8129进风巷里程200 m处进行锚杆锚固力及预紧力的测试，顶锚杆为直径20 mm、长2.4 m的335号螺纹钢，选用CK2360型和Z2380型两种锚固剂，帮部锚杆直径20 mm、长度2.0 m.试验表明：采用两支CK2360树脂药卷时，锚固力均值106 kN，设计锚固力为100 kN，基本能够满足现场使用的要求，但是锚固剂凝结速度过快，现场操作不方便。顶板锚杆采用两支Z2380树脂药卷进行锚固时，锚固力平均值为115 kN，满足现场使用，锚固剂凝结较慢，可提供的预紧力较小。为减小顶板变形量，较快提供较高的锚杆预紧力，建议后续顶板锚杆施工使用双速锚固剂，即CK2360树脂药卷、Z2360树脂药卷各1支。帮锚杆采用1支CK2360型或Z2380型树脂药卷时，锚固力分别为69 kN、104.9 kN，帮锚杆采用Z2380型树脂药卷较合理。

2.2 锚索锚固性能测试

顶板锚索及帮锚索为直径17.8 mm的1×7 股低松弛钢绞线。现场试验结果表明：顶板锚索合理的锚固剂类型为两支CK2360型和1支Z2380型树脂药卷，锚固力基本达到350 kN，对锚索施加预紧力可达250 kN，顶板岩层较坚硬完整，锚固性能良好。后续可对顶板锚索长度进行优化，降低巷道支护施工难度和成本。帮锚索合理的锚固剂类型为1支CK2360型和1支Z2380型树脂药卷，锚固力达到250 kN左右，锚索预预紧力可设计为150 kN.

3 8129 工作面进风巷支护参数模拟研究

为对锚杆、锚索布置参数进一步优化，通过FLAC3D进行数值模拟计算[1-2]，对不同支护条件下围岩变形量进行分析。为杜绝模型边界对数值模拟结果可靠性的干扰，设计三维模型尺寸宽、高、厚为80 m、60 m、6 m，数值模型如图2所示。

图2 数值模型示意

结合8129进风巷初掘期间围岩变形特征，及现场拉拔试验测试结果，初步拟定5组支护方案。各方案参数见表1.各方案中，顶板锚杆预紧力为60 kN，顶板锚索预紧力150 kN，帮锚杆预紧力40 kN，帮锚索预紧力100 kN，锚杆、锚索均垂直顶板或巷帮施工，采用 Cables 结构单元模拟锚杆和锚索。模拟锚杆、锚索尺寸、力学特征的变化，在不同支护方案条件下进行回风巷的开挖支护，整理得到图3所示结果。

图3 围岩变形量数值模拟结果

表1 初设支护方案参数详情

分析可知，方案1至方案5主要变化为锚杆锚索的支护密度逐步减小，巷道表面变形量呈现出逐渐增大的趋势。方案1至方案3条件下，巷道表面变形量整体处于较低水平，以变形最为突出的顶板下沉量为例，方案2与方案1相比仅增大5.7%，方案3相对于方案2仅增大14.8%，但方案4相对于方案3增幅达到51.2%，方案5条件下顶板下沉量进一步急剧增大，方案4、5条件下，围岩变形量较大，支护效果较差。综上可知，支护方案3最为经济合理。

4 8129进风巷优化支护方案及矿压监测

4.1 8129进风巷优化支护方案

设计8129进风巷优化后的支护方案如下：①顶板支护：选用MSGLW-500/20×2 000 mm螺纹钢锚杆，托盘选用150 mm×150 mm×10 mm的碟形钢托盘，锚固剂采用1支CK2360型和1支Z2380型树脂锚固剂，预紧力60 kN，间排距0.9 m×1.0 m.锚索选用D17.8 mm×5 200 mm的钢绞线，每根锚索使用2卷CK2360锚固剂和1卷Z2380锚固剂，预紧力150 kN，锚索托盘为300 mm×300 mm的碟形钢托盘，托盘厚度为14 mm，锚索间排距为1.8 mm×1.0 mm.②左帮(右帮)锚杆规格同顶板，锚固剂选用Z2380树脂药卷，间排距1.0 m，锚索选用D17.8 mm×4 200 mm的钢绞线，锚固剂采用1支CK2360型和一支Z2380型树脂锚固剂，间排距1.4 m×2.0 m.③顶板、左帮使用D5 mm的钢筋网，网片规格2 200 mm×1 100 mm.右帮网片使用煤矿井下用塑钢复合网，规格为JD GS+PVC 4000MS 1 200 mm.④网片搭接方式为绑扎搭接，压茬100 mm，压茬处每隔200 mm用16号双股铁丝“三花”布置绑扎，拧结量不得少于3圈，网片要铺平，铺展紧贴岩(煤)面。

4.2 矿压监测结果

为了检验8129进风巷优化支护方案的支护效果，采用上述支护方案继续掘进期间进行矿压监测，主要内容为十字布点法监测围岩变形量、顶板离层仪监测离层量、液压枕监测锚索载荷[3-4]，根据现场监测数据整理得到图4所示结果，根据图4(a)、(b)分析可知，距迎头距离大于80 m后围岩表面变形量基本保持不变，顶板累计下沉量为86 mm，底板累计底鼓量为67 mm，煤柱帮累计内移量为152 mm，回采帮累计内移量84 mm，围岩累计变形量较小，围岩变形量整体小于原支护方案，尤其回采帮减小量为250～350 mm.根据图4(b)、(c)所示结果分析可知，顶板离层主要发生在距迎头60 m范围内，支护顶板趋于稳定，最大离层值为22 mm，顶板离层控制效果良好；顶板锚杆、锚索载荷在距迎头60 m处基本保持稳定，顶板锚索最大载荷约为241 kN，顶板锚杆最大载荷为61 kN，均在其设计承载能力范围内，锚杆、锚索工作状态良好。综上可得，优化后的支护方案有效控制8129进风巷围岩的变形破坏，能够为后续工作面的回采提供足够的空间以及安全保证。

图5 矿压监测结果