伊田礦1101工作面沿空掘巷圍巖支護設計

段澤瑞

(山西潞安集團蒲縣伊田煤業有限公司， 山西 臨汾 041204)

1 前言

隨著多年來煤炭資源的高強度開采，煤炭資源儲量逐漸減小，為提高煤炭回收率，減少資源浪費，很多礦井采用沿空掘巷留小煤柱的方式來提高回收率[1-2]。伊田礦1101工作面回風巷采用沿空掘巷的方式，圍巖強度較低，屬于軟巖巷道，圍巖較為破碎，對巷道的支護控制造成了較大的困難，如支護設計不合理，則可能導致巷道變形較大甚至冒頂等安全事故，對工作面生產帶來嚴重的安全隱患。文中以1101回風巷圍巖控制為工程背景，通過理論計算分析，合理確定巷道支護參數，為工作面后續的安全生產創造良好條件。

1101回采工作面位于礦井井田南側，開采2號煤層，煤層厚度為0.60～1.1m，平均1.05m，煤層傾角為1°～3°，平均2°，屬于近水平煤層，煤層結構簡單，局部節理發育，為全區可采煤層，埋深在100m左右。回采巷道掘進中，在1101工作面范圍內揭露3條正斷層，但斷層落差較小，回采工作面幾乎不受斷層影響。工作面頂板巖性以泥巖為主，巖層強度較低，節理較為發育，穩定性差，工作面底板以砂質泥巖為主，局部含有白色云母片和黃鐵礦結核。

2 巷道支護設計

2.1 支護方案的提出

根據礦井實際條件，1101工作面回風巷屬于軟巖巷

道，圍巖變形相對嚴重，使用單一錨桿支護形式很難達到預期效果。要保證巷道圍巖穩定，減小巷道變形，必須采用多種支護方式聯合支護。目前，對于軟巖巷道的支護最常用的方法是錨網索支護的形式，根據伊田煤業1101工作面沿空掘巷的實際地質情況，參考相似工作面實際支護經驗，決定采用錨桿結合工字鋼支護方式，對圍巖進行控制。利用錨桿提升巷道頂板及兩幫完整性，后采用工字鋼棚進一步強化頂板支護強度，達到控制圍巖變形，保證巷道使用安全目的。

2.2 支護參數計算

1)錨桿長度確定

根據懸吊理論，可以將錨桿長度細分為3個部分，分別為錨桿外露長度(L1)、錨固長度(L2)以及有效長度(L3)，具體的錨桿長度計算公式為[3]

L=L1+L2+L3

(1)

根據礦井生產實際狀況，取錨桿外露長度(L1)為50mm，錨固長度(L2)為950mm。錨桿有效長度(L3)公式為

(2)

(3)

式中，b表示頂板冒落拱發育高度(m)；B表示巷道凈寬(m)，取值3.2m；fd表示頂板巖層硬度，取3；c表示巷幫破壞深度(m)；H表示巷道凈高(m)，取2.5m；f表示2號煤層硬度，取1.8。將上述參數代入式(2)、式(3)，可得

從上述分析可以得出，頂部錨桿有效長度取值為巷道頂板冒落拱發育高度，取值為0.75m；巷幫錨桿有效長度取值為巷幫破壞深度，取值為0.65m。

將取值代入式(1)，可以得出頂板及巷幫錨桿長度：

頂板錨桿：L=50+950+750=1 750mm，

巷幫錨桿：L=50+950+650=1 650mm。

考慮1101工作面回風巷屬于軟巖巷道，且采用沿空掘巷的形式，巷道圍巖較為破碎，考慮一定安全系數，確定巷道頂板和兩幫錨桿長度均為2 000mm。

2) 錨桿直徑

錨桿桿體直徑與桿體抗拉強度、拉拔力關系為[4]

(4)

式中，d表示錨桿桿體直徑(mm)；Q表示桿體承受到的拉拔力(kN)，取值60kN；σt表示桿體抗拉強度(MPa)，取值420MPa。經計算求得桿體直徑為

為了確保錨桿支護安全，錨桿直徑確定時考慮一定安全系數，最終頂板及巷幫錨桿直徑取值均為20mm。

3) 錨桿間、排距

支護時錨桿排距與錨桿長度關系為

Dr≤0.5L

(5)

式中：Dr——排距，m；

L——長度，取2.0m。

代入計算得

Dr≤0.5×2.0=1.0m

考慮到巷道圍巖性質，將錨桿排距確定為1.0m。

頂錨桿間距可由式(6)表示

(6)

式中：Ds1——頂錨桿間距，m；

K——附加系數，取2；

γ——巖石重力密度，取值25kN/m3。

其余符號含義與前面相同，將相關數據代入式(6)，可得

考慮軟巖巷道支護困難，頂板錨桿間距取0.9m。

幫錨桿間距可由式(7)表示

(7)

式中：Ds2——巷幫錨桿間距，m；

N——巷幫錨桿抗拉強度，取值157.92MPa；

Ps——錨桿錨固力，取值60kN；

Dr——鉆孔直徑，取值22mm；

k1——圍巖應力集中系數，取2.5；

Qs——巷幫側向壓值，取值100kN。

代入式(7)，可得

考慮軟巖巷道支護困難，幫錨桿間距可取為1.0m。

綜上分析，頂板及巷幫錨桿間、排距分別為0.9×1.0m、1.0×1.0m。

4) 其他支護設計

頂板及巷幫鋪設6號鋼筋制作而成，長2.2m，寬1.1m鋼筋網；U型鋼外扎75°，排距為0.6m。

3 支護效果檢測

為了檢測工作面沿空掘巷實際支護效果，采用上述支護方式后，對1101巷道圍巖變形進行監測，具體如圖1所示。

圖1 巷道圍巖變形監測數據

從圖中看出，巷道頂板變形隨時間增加不斷增大，30d時間頂板下沉量值趨于穩定，最大下沉量約為185mm，巷道掘進支護后0～20d時間內的圍巖變形可以占頂板下沉量的90%，在該時間范圍內頂板下沉量增加明顯；巷幫在30d時間內移近量值約為172mm，其中前25d移近量值占到總變形量的92%以上，隨后變形量逐漸趨于平穩。從巷道圍巖變形監測數據可知，采用文中設計支護方案，可以確保巷道圍巖穩定，滿足生產需求。

圖2所示為錨桿不同距離軸向力隨時間變化情況。從圖2中可以得出，錨桿受力的最大值位于錨桿中間位置，隨著支護時間的增加，錨桿軸向力由最初的40kN增長至105kN，且隨著時間推移，軸向力增長幅度降低，受力趨于穩定，這表明采用的錨桿支護方案取得較好效果。

圖2 頂板錨桿監測受力曲線

4 結論

根據1101工作面沿空掘巷實際地質條件，利用理論計算，對巷道支護參數進行合理計算，確定巷道支護方案，并通過對巷道圍巖變形量的監測進行驗證，支護效率良好，保障了工作面的正常生產。