大同礦區(qū)特厚煤層巷道支護技術研究

侯 程

(北京科技大學土木與資源工程學院，北京市海淀區(qū)，100083)

同煤集團為我國特大型煤炭企業(yè)，現階段煤炭開采逐漸由侏羅紀煤層轉入石炭二疊紀煤層，煤層開采厚度大。以同忻礦為例，煤層厚度平均在15～17 m以上，火成巖侵入3-5#煤層上部6 m左右。目前巷道支護主要采用錨桿支護，作為一種主動支護形式，能有效提高圍巖強度及其承載能力，但煤巷錨桿支護設計方法主要采用工程類比法和經驗法，設計者的主觀隨意性對設計方案影響很大，在實際應用中均暴露出一定的缺點和局限性，所以有必要對煤巷錨桿支護設計進行研究分析，并對支護效果進行監(jiān)測，得出較好的支護效果和合理的支護方案。

1 工程地質概況

同忻礦8106工作面地表位于辛莊村西北方向，切眼往外120 m處對應地面有煤峪口礦西一風井(已廢棄)，地面標高為1205.3～1303.5 m。上覆為煤峪口礦侏羅系9#、11#、14#煤層采空區(qū)。

工作面為一進二回三巷布置，3條巷道相互平行且與盤區(qū)3條大巷呈88°，其中2106巷、5106巷沿3-5#煤層底板布置，8106頂回風巷沿3-5#煤層頂板穩(wěn)定巖層開掘，煤層厚度為12.14～23.43 m，平均7.63 m，純煤厚6.65 m，結構復雜，含夾矸3層，巖性為泥巖、砂質泥巖或高嶺巖，平均厚度約1 m。煤層厚度3～5 m，煤層傾角1°～4°，平均傾角2°，屬近水平煤層。煤巖類型半暗型，煤種為長焰煤。巖墻揭露處使煤變質，燒變范圍預計約0.3～1 m。

2 高強度錨桿支護設計

2.1 初始設計支護參數確定

巷道圍巖的破壞范圍、垂直應力、水平應力分布相差很小，頂板的破壞范圍主要是頂煤，頂板砂巖內水平應力較大，垂直應力相對較小。同時考慮到地應力的作用下，頂煤松軟時，為保證支護強度，有效遏制頂煤破壞，不宜將錨桿排距設計過大。

此外，通過類似工作面的工程地質和生產條件調查，發(fā)現采用塑料網+鋼帶支護效果欠佳、巷幫支護構件效果欠佳、錨索托板傳遞應力效果欠佳。因此，綜合巷道支護經驗及以上問題后確定了巷道支護方案如下：

錨桿：頂錨桿采用?20 mm×2400 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用鋼帶、碟形墊(130 mm×130 mm×10mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；聯(lián)絡巷幫錨桿采用?18 mm×2000 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用鋼托板(250 mm×250 mm×10 mm)、碟形墊(110 mm×110 mm×10 mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；右?guī)筒捎?18 mm×2000 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿，配套使用W型鋼帶護板(450 mm×220 mm×4 mm)、碟形墊(110 mm×110 mm×10 mm)、球形帽、塑料摩擦墊和加厚螺母；左幫采用?20 mm×2000 mm玻璃鋼錨桿。

錨索：采用?21.8 mm×8000 mm鋼絞線，頂錨索配套250 mm×250 mm×16 mm鋼托板、KM22型錨具，角錨索配套800 mm長的11#礦用工字鋼、KM22型錨具；

金屬網：頂和幫金屬網采用?4 mm鉛絲，網孔規(guī)格為100 mm×100 mm，頂金屬網尺寸為7.5 m×1.2 m，幫部金屬網尺寸為3 m×4 m。

錨固劑：選用MSK2360型樹脂藥卷，每根錨桿裝1支藥卷，錨固長度600 mm；每根錨索裝2支藥卷，錨固長度1200 mm。

巷道交岔點部分頂板均補打錨索，錨索均采用?21.8 mm×10000 mm鋼絞線；錨固劑選用MSK2360型樹脂藥卷，每根錨索裝2支藥卷，錨固長度1200 mm；托板均選用250 mm×250 mm×16 mm鋼托板；錨具均選用KM22型錨具。

支護參數及要求如下：

頂錨桿：聯(lián)絡巷每排6根、工作面平巷每排7根，間排距900 mm×800 mm。錨桿與頂板巖壁的夾角不低于75°，靠兩肩角錨桿施工角度為80°且向煤幫的方向，錨桿外露長度10～40 mm，間排距誤差為±100 mm，碟形墊壓鋼帶將其緊貼壁面利用螺母緊固，錨桿錨固力不得小于85 kN/架，預緊力不得小于200 N·m。

幫錨桿：一側每排4根，間排距900 mm×900 mm，緊靠頂板處的幫錨桿距頂板150 mm，與巷幫夾角為80°向上施工，錨桿外露長度10～40 mm，間排距誤差為±100 mm，托板緊貼壁面，螺母緊固，不松動，錨固力不得小于85 kN/架，預緊力不小于200 N·m。玻璃鋼錨桿錨固力不得小于60 kN/架，預緊力不小于40 N·m。

金屬網：在巷道頂角處幫網與頂網不得搭接，必須鋪設整體網，網鋪平鋪展，緊貼頂幫，搭接合理。網與網之間的搭接長度為200 mm，用14#鉛絲雙股連接，聯(lián)網間距不大于200 mm，綁扎牢固，扭結不少于3圈。

2.2 數值模擬結果分析

通過FLAC模擬軟件計算得出8106工作面巷道支護前和支護后的圍巖水平應力、垂直應力和塑性區(qū)分布云圖分別如圖1、圖2和圖3所示。

圖1 水平應力云圖

由圖1、圖2和圖3可以看出，巷道頂底板圍巖主要受水平應力作用，巷道兩幫圍巖主要受垂直應力作用。按照設計參數進行支護以后，巷道圍巖應力集中區(qū)域得到有效控制。在平巷支護前，巷道頂板與水平應力集中區(qū)相距約1.6 m，巷道兩幫與垂直應力集中區(qū)距離約1.8 m；平巷完成支護后，兩幫垂直應力集中區(qū)變?yōu)?.2 m，頂板水平應力集中區(qū)減小至0.9 m。因此，支護后巷道表面圍巖承載能力得到了提高，圍巖應力集中區(qū)明顯向巷道表面移近，圍巖應力狀態(tài)顯著得到改善。

圖2 垂直應力云圖

圖3 塑性區(qū)分布云圖

3 支護觀測及分析

依據8106工作面上下兩條平巷布置的實際情況，進行頂板離層觀測、頂錨桿受力觀測、圍巖表面及圍巖深部位移觀測等。在2106工作面平巷布置了1個觀測斷面，平巷試驗段布置3個觀測斷面。

3.1 錨桿拉拔力檢測結果與分析

現場分別抽取8根頂錨桿和幫錨桿，拉拔力試驗結果見圖4。

由圖4可知，頂板錨桿錨固力均大于設計錨固力80 kN，兩幫錨桿錨固力均在60 kN以上，均滿足設計要求，錨固效果良好。

3.2 頂板離層觀測結果與分析

根據頂板分層及錨桿長度情況，指示儀深部基點布置在頂板深部10 m處，淺部基點布置在錨桿的端部2.5 m處，試驗數據如圖5所示。

圖4 錨桿拉拔力試驗結果

圖5 頂板離層儀觀測數據曲線

由圖5可知，在錨固區(qū)內平巷頂板最大離層值約為7 mm，1#觀測點在40 d范圍附近基本處于穩(wěn)定狀態(tài)，2#觀測點在50 d范圍附近基本處于穩(wěn)定狀態(tài)，3#觀測點在45 d范圍附近基本處于穩(wěn)定狀態(tài)；采用端頭錨桿支護支護區(qū)頂板外最大離層值為14 mm，1#觀測點在40 d左右逐漸趨于穩(wěn)定，2#觀測點在45 d左右逐漸趨于穩(wěn)定，3#觀測點在50 d左右逐漸趨于穩(wěn)定。說明平巷巷道錨固效果顯著，支護參數選擇合理，巷道頂板基本處于可控的穩(wěn)定狀態(tài)。

巷道圍巖表面位移觀測結果與分析如圖6所示。

圖6 巷道表面位移觀測數據曲線

由圖6可知，平巷頂底板最大移近量65 mm，兩幫最大移近量75 mm，顯示平巷變形有所降低。

巷道圍巖深部位移觀測結果與分析如圖7所示。

圖7 幫部多點位移計觀測數據曲線

由圖7可知，1#觀測點深度2.1 m，幫部范圍21 d以內一直發(fā)生變形，但變形速度逐漸下降，1.2 m范圍內的平巷兩幫變化約為19 mm，1.5～2.5 m范圍內的幫部形變基本超過6 mm，2.5 m周圍的幫部變形量最大，達到27 mm，是整個幫部變形總和的68%；深度2.5 m以外的巷幫基本沒有變形，且變形的間隔相對緩慢。2#觀測點2.5 m范圍內的巷幫也出現明顯的變形，在22 d之后變形量基本趨于穩(wěn)定，其變形量是變形總量的70%，1 m范圍內的幫部變形量約為15 mm，1～2 m范圍內的幫部變形量為8 mm；2 m范圍外的總變形量為11 mm。整體支護效果良好，實際效果如圖8所示。

圖8 巷道實際支護效果圖

4 結論

(1)大同礦區(qū)石炭系煤層厚度大，平巷巷道沿煤層底板掘進，煤層巷道圍巖松軟破碎，煤層和巖層的不連續(xù)面容易發(fā)生離層，巷道圍巖破壞范圍大，支護難度大。

(2)通過分析地質條件確定初始設計支護參數，經數值模擬后得出的受力影響，并在巷道觀測中進行驗證，結果表明該支護方案使得圍巖應力集中區(qū)向巷道表面移近，圍巖承載能力得到提高。

(3)此次研究過程及成果有效應用于大同礦區(qū)石炭系厚煤層強礦壓顯現條件下的平巷巷道，對該地區(qū)的煤層支護提供了重要的技術依據。