某礦急傾斜煤層綜放面回采巷道支護優化

裴亞川

（山西汾西礦業集團南關煤業， 山西 靈石 031300）

引言

以回采巷道的礦壓觀測為切入點，總結分析巷道礦壓規律，研究巷道圍巖失穩特征。對回采巷道的錨噴支護參數進行優化設計，鑒于巷道變形不對稱、圍壓不對稱、長期變形具有流變性，提出了一套噴、錨桿、錨網多種支護手段聯合支護技術，綜合控制[1-3]。

1 工程概況及支護形式

1.1 地質概況

井田共有煤32層，由老到新編號為B1—B32。根據地質勘探并沿用至今的劃分方法，按煤層賦存特征分為四組，其中，一組煤為B1—B2，二組煤為B3—B6，一、二組煤位于在西山窯組的下段，為兩組特厚煤層，三、四組煤位于西山窯組的上段，以中厚煤層為主。

1.2 煤層穩定性

井田范圍內可采與局部可采的煤層共32層，其中 B1—B17，B30—B32 為 穩 定 煤 層 ，B18、B19，B21—B25、B26—B29為不穩定煤層，B20為較穩定煤層。

1）B1+B2煤層。位于J2X的底部，+660水平以上已采完。煤層平均厚度37.45 m，含夾矸4～8層，夾矸單層厚0.06～2.43 m。直接頂為粉砂巖及砂質泥巖，直接底為粉砂巖。

2）B3—B6煤層。B3—B6煤層位于B1+B2煤層北部，與B1—B2煤層相距110 m，平均厚度48.87 m。內含夾矸4～12層，夾矸總厚0.08～2.80 m。直接頂為粉砂巖，直接底亦為粉砂巖。

1.3 回采巷道現有支護形式

某礦+590B3+6巷道，由于是急斜煤層，頂底板對順槽高度沒有影響，只要能夠滿足工作需要即可。工作面采高2.6 m，順槽高度設計為2.8 m，順槽寬度設計為3.2 m。

根據井田韌性高、節理裂隙不發育的特點，結合相鄰巷道支護設計，確定巷道以錨桿支護為主、錨網支護為輔的巷道支護形式。

1）頂板完好情況下采用錨桿聯合支護，采用Φ16 mm×1 800 mm錨桿，錨固長度300 mm，鉆孔直徑為28 mm，配套12 mm×8 mm托盤，錨桿間排距1 000 mm×800 mm。

2）頂板破碎時采取錨網支護或錨網鋼帶支護形式。網片規格為7.5 m×1 m，網孔40 mm×40 mm，10號鐵絲。鋼筋托梁寬度60 mm、長5.4 m，由Φ12 mm的圓鋼焊接而成。

2 回采巷道礦壓觀測及礦壓分析

2.1 礦壓監測方案

在+590水平B6巷布置3個觀測站，各觀測站相距100 m，內容及布置如圖1所示。

圖1 B6巷道監測站布置圖

2.2 巷道圍巖表面位移

下面以+590水平B6巷為例分析巷道表面變形規律。

2.2.1 一號測站表面位移數據分析

一號測站距表面位移測點于2015年6月8日安裝，其間共監測7次，分析數據并繪制頂板下沉量與兩幫移近量的曲線如下頁表1、圖2。

由下頁圖2可知：

1）巷道圍巖變形以兩幫位移量為主，兩幫移進量是頂底板移進量的2倍。表明巷道變形中，兩幫占主要部分，應加強對兩幫變形的控制。出現這樣的現象，主要是由于該巷道處于急傾斜煤層中，巷道上部為采空區，頂板對巷道的壓力主要沿傾水平方向，垂直方向作用較少。

表1 一號測站表面位移監測數據

圖2 一號處測站表面位移-時間曲線

2）B6巷1號測點處，由于對煤層進行了注水軟化，在監測18天左右，淋水增大，頂板下沉量增大，且伴隨大范圍裂隙發育，經過及時進行工棚支護頂板下沉得到控制。

2.2.2 二號測站表面位移數據分析

距一號測點100 m處的二號測站于6月8日安裝，到7月20日監測完畢，表面位移檢測數據如表2所示。

表2 二號測站表面位移監測數據

2.2.3 三號測站表面位移數據分析

距二號測點100 m處的3號測點于6月8日安裝，到7月20日監測完畢，表面位移監測數據如表3所示。

2.4 觀測結果綜合分析

通過對原錨桿支護方案進行觀測分析可知：

表3 三號測站表面位移監測數據

1）頂板平均日移進量最大下沉量達到4.53 mm，最小為1.73 mm。兩幫平均日移近量最大9.32 mm，最小為6.01 mm。原支護方案對頂板支護整體效果良好，兩幫支護效果較差。

2）兩幫的離層出現在1.6 m的范圍內，在進入測孔時，孔壁裂隙明顯，多為橫向和縱向的交叉裂隙，表明兩幫較破碎。頂板離層為0.7 m，從鉆孔窺視儀中可以看到孔壁整體較為平滑，表明頂板保持較好。以前的支護方案對頂板保護好，兩幫較差。

3）錨索最大受力為80.5 kN，遠大于頂錨桿的22.7 kN，錨索頂板支護起主要作用。幫錨桿受力為42.5 kN，接近錨桿的最大錨固力50 kN，應考慮加長幫錨桿長度以及加強錨固力，同時增加木托板進行加固[4]。

3 基于信息反饋后的優化設計

鑒于B6巷的兩幫位移較大，頂板位移在檢測的后期已經趨于穩定，位移較大的地方已經采取措施。本次設計主要針對兩幫，設計的方法為松動圈錨桿支護設計方法，對于頂板，應適當減小錨索的間排距。

3.1 幫錨桿支護參數設計

依據現場反饋的結果，確定圍巖松動圈的大小Lp=160 mm＞150 mm，屬于大松動圈，應采用組合拱理論進行錨桿參數設計。

錨桿長度：式中：L1為錨桿錨固長度，取0.4 m；L2為所測松動圈值，取1.6 m；L3為錨桿外露長度，取0.1 m。

將數值代入公式得L=2.1 m。從現場實際出發，取2.5 m。

故幫錨桿選取Φ20 mm×2 500 mm II級左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，錨固長度為0.78 m，錨固力為50 kN。

組合拱的厚度依據公式可得組合拱的厚度：

式中：D為排距，取0.8 m。

將數值代入公式得b=0.8 m。

3.2 柔性混凝土噴層支護

為了改善圍巖表面性質，提高承載能力，減弱頂板滴水和淋水現象，防止風化，在巷道圍巖表面噴射一層混凝土，但由于巷道的變形較大，為了防止噴層開裂，應在噴層材料中加入聚丙烯纖維，以提高混凝土的殘余強度和韌性。

噴射混凝土厚度以20～30 mm為宜。噴射混凝土為全斷面噴射，強度質量為C20，一次噴全厚。混凝土的配比：m（水泥）：m（砂）：m（石子）=1∶2∶2；水灰質量比為0.45，水泥為普通硅酸鹽水泥，在其中加入聚丙烯纖維。

4 效果分析

通過對表面位移、頂板離層監測及錨桿（索）受力監測，對現有的錨桿支護方案得出以下反饋信息。

1）從表面上看，片幫和兩幫的變形明顯的減少，再沒有出現錨桿失效的現象。

2）頂板平均日移進量最大，下沉量最大為0.73 mm，兩幫平均日移近量最大為1.32 mm，在后期觀測中，定板和兩幫的移近量趨于穩定，因此支護方案對頂板和兩幫支護整體效果良好，到達了預期效果。

3）在進入兩幫測孔時，雖孔壁裂隙明顯，多為橫向和縱向的交叉裂隙，但較之以前裂隙幾乎沒有增加，表明兩幫的變形得到控制。從鉆孔窺視儀中觀測頂孔，可以看到孔壁整體較為平滑，表明頂板保持較好，現有支護方案對頂板保護好。

4）在增加錨索的間排距和錨桿長度后，錨索最大受力降為60.5 kN，幫錨桿受力為20.5 kN，小于最大錨固力50 kN，即改進的支護方案可行[5]。

5 結論

1）頂板平均日移近量最大下沉量達到4.53 mm，最小為1.73 mm。兩幫平均日移近量最大9.32 mm，最小為6.01 mm。原支護方案對頂板支護整體效果良好，兩幫支護效果較差。兩幫的離層出現在1.6 m的范圍內，在進入測孔時，孔壁裂隙明顯，多為橫向和縱向的交叉裂隙，表明兩幫較破碎。頂板離層為0.7 m，從鉆孔窺視儀中可以看到孔壁整體較為平滑，表明頂板保持較好。錨索最大受力為80.5 kN，遠大于頂錨桿的22.7 kN，錨索頂板支護起主要作用。幫錨桿受力為42.5kN，接近錨桿的最大錨固力50kN，應考慮加長幫錨桿長度以及加強錨固力，同時增加木托板進行加固。

2）巷道變形不對稱，巷道兩幫的移近量大于頂底板移近量，兩幫的移近量是頂底板移進量的2倍，巷道的變形主要來自兩幫，其次是頂底板。圍壓壓力不對稱。巷道頂板和幫部錨桿錨托力呈現不均勻現象，表現為兩幫大于頂板。巷道的長期變形具有流變性，隨著時間的推移，巷道圍巖裂隙由小變大，形成導水裂隙，水侵入圍巖后，圍巖遇水產生物理化學作用，強度降低、軟化，使得巷道的變形逐漸增加。同時，水對錨桿樹脂藥卷和錨桿螺紋桿體都有弱化作用。

3）主要進行幫錨桿的優化設計，選取Φ20 mm×2 500 mmII級左旋螺紋鋼錨桿，錨桿長度2.5 m，錨桿間排距800 mm×800 mm，錨固力為50 kN。為了改善圍巖表面性質，提高承載能力，減弱頂板滴水和淋水現象，防止風化，在巷道圍巖表面噴射一層混凝土，但由于巷道的變形較大，為了防止噴層開裂，應在噴層材料中加入聚丙烯纖維，以提高混凝土的殘余強度和韌性。