東峰煤礦3202 回風順槽支護技術探討

郭 峰

（山西蘭花集團東峰煤礦有限公司，山西 晉城 048400）

0 引 言

隨著地質賦存條件簡單地煤炭資源的逐漸枯竭，開始開采地質賦存條件較為復雜的煤層，受到礦山壓力和工作面推進影響，工作面巷道圍巖完整性受到破壞，變形較為嚴重，需針對具體的工作面地質環境進行巷道支護技術研究[1,2]。

現階段，許多研究學者針對巷道支護技術進行了大量研究。王文才[3]采用FLAC3D 及正交試驗法優化了巷道支護參數，取得了良好的效果；張科[4]針對郭莊煤礦大斷面全煤巷道，分析了巷道圍巖破壞特征，優化了錨桿及錨索間距；張琪[5]分析得到巷道兩幫圍巖破壞不大及頂底板完整，優化了支護參數減小了支護強度。目前針對東峰煤礦3202 工作面回風順槽頂底板具體地質條件進行支護技術研究。

1 工程概況

1.1 工作面概況

東峰煤礦率屬于山西蘭花煤炭實業集團有限公司，位于山西省高平市。根據3202 回風順槽周邊Y- 09、5- 2 鉆孔，預計 3202 回風順槽掘進工作面 3 號煤厚為5.9～6.0m，平均厚度為5.95m，煤層傾角為1°～7°，平均為4°，煤層結構簡單，局部有不規則層塊狀夾矸，屬于穩定煤層。3 號煤層原始瓦斯含量為4.67m3/min，絕對瓦斯涌出量為1.94m3/min，東峰煤礦為高瓦斯礦井，根據山西公信按技術有限公司2019年4 月對我公司3# 煤層自燃傾向性進行檢驗，3# 煤層自燃傾向性為Ⅲ級，屬于不易自燃煤層。

3202 回風順槽工作面井下位置位于我公司二采區，北側為我公司與山西高平科興集團南陽煤礦有限公司井田境界煤柱。南側為二采區三條上山巷道，西側200m 為3201 回風順槽，東側為實體煤。3202 回風順槽掘進工作面為近南北走向，與地層走向斜交。900m 以前工作面整體掘進方向下山掘進，900m 以后工作面整體掘進方向為上山掘進，地勢呈中間低兩端高，坡度大概在1°- 6°之間。

3202 工作面頂底板巖層分別為：偽頂為0.46m厚的泥巖，黑色，直接頂為3.01m 厚的粉砂巖，黑色，老頂為3.57m 厚的中粒砂巖，灰褐色；直接底為0.7m厚的泥巖，灰黑色，老底為4.96m 厚的泥巖，黑色。

1.2 巷道原支護方式

3202 回風順槽巷道原支護方式采用工字鋼架棚支護，支護成本高，工人勞動強度大，安全隱患發生幾率較大，同時單一的架棚支護無法保證破碎頂板、斷層、風氧化帶、頂板淋水等地質狀況下的巷道支護效果。針對東峰煤礦3202 回風順槽支護存在的問題，進行巷道支護技術優化研究。

2 巷道布置

3202 回風順槽直接連接二采區膠帶上山，通過回風順槽聯絡巷與二采區輔運上山相連并設置風門，又通過回風通道與二采區回風上山相連，主要擔負3202 工作面回風任務。

3202 回風順槽為煤巷，沿3 號煤層底板掘進，設計長度為2733m，巷道根據功能性質選用矩形斷面。

綜合考慮設備高度、管道及風筒的懸掛、工作面通風量的要求，最終確定凈寬度為5.2m。高度為3.5m，斷面積為 5.2×3.5=18.2m2。

3 巷道支護設計

由相似工作面地質條件巷道所采取的支護經驗，可以發現錨桿+ 錨網索聯合支護方式，在頂板為泥巖等軟巖時，可以保證巷道的安全穩定。因此，東峰煤礦3202 回風順槽采用錨桿+ 錨網索+ 鋼帶聯合支護方式。

3.1 錨桿支護參數

3.1.1 錨桿長度的確定

根據懸吊作用理論，錨桿長度計算公式如下[4]：

L=L1+L2+L3

式中：L1為錨桿外露長度，m，取 0.05m；L2為錨桿錨固長度，m，取0.5m；L3為錨桿有效長度，m。L為錨桿長度，m；

錨桿有效長度L3的確定

在松散介質及中硬以下巖石，以及小跨度地下空間，可采用經驗公式計算冒落帶高度：

式中：K 為安全系數，一般取 1.5～2；b 或 b1為(普氏免壓拱高)圍巖松動圈冒落高度，m；f 為巷道頂板的巖石普氏堅固性系數，（泥巖、煤均取2.0）；B為巷道開掘寬度，此處取B=5.2m；H 為巷道掘進高度，取3.5m；f頂為頂板巖石普氏系數；（泥巖、煤均取2.0）；ω 為兩幫圍巖的似內摩擦角，取f頂反算；=arctan（2.0）=63.4°

因此，頂錨桿L3：

因此， 可以計算得到： 頂錨桿長度：L=0.05+1.72+0.5=2.27m， 取 2.4m。 幫錨桿長度：L=0.05+0.83+0.5=1.38m，取 2.2m。

3.1.2 錨桿間排距的確定

1）頂錨桿間排距。

錨桿間排距可由經驗公式進行計算[4]：

Q≥Kl2αbγ

式中：γ 為被懸吊不穩定巖層平均容重，取24kN/m3；a、b 為錨桿間、排距，m；K 為安全系數，取K=1.8；l2為軟弱巖層厚度或冒落拱高度，取巷寬一半：2.6m；Q 為錨桿錨固力，錨桿錨固力Q 按錨桿桿體的屈服載荷345kPa（以φ20mm 螺紋鋼計算）：

則頂錨桿間排距計算結果為：

ab≤108/1.8×2.6×24=0.96≈0.9m×1.0m

本次設計結合相鄰工作面實際經驗，采用錨桿間排距為800mm×950mm。

2）幫錨桿間排距。

選擇幫錨桿排距同頂錨桿，取950mm，間距設計為800mm。

3.1.3 錨桿直徑的確定

1）頂錨桿直徑。

錨桿直徑d 可由以下公式計算：

式中：d 為錨桿直徑，m；σt為錨桿桿體材料的設計抗拉強度，取520MPa；Q 為錨桿錨固力，取108kN；。

計算可得：d=16.3mm。因此，錨桿直徑需大于16.3mm。

結合相鄰工作面實際經驗，頂錨桿取Φ22mm的高強左旋螺紋鋼錨桿。

2）幫錨桿直徑。

充填墻體巷幫： 錨桿直徑根據經驗公式：d=L/110=1800/110=16.4mm；

煤柱幫： 錨桿直徑根據經驗公式：d=L/110=1800/110=16.4mm；

結合相鄰工作面實際經驗，3202 回風順槽幫錨桿取Φ20mm 的高強左旋螺紋鋼錨桿。

綜合以上計算結果，3202 回風順槽頂錨桿采用φ22- M24- 2400mm 高強左旋螺紋鋼錨桿， 直徑22mm，長度2400mm，間排距為800mm×950mm；煤柱幫錨桿采用φ20- M22- 2200mm 高強左旋螺紋鋼錨桿，直徑20mm，長度2200mm，兩幫錨桿間排距為800mm×950mm。

3.2 錨索支護參數的確定

3.2.1 錨索長度的確定

X=X1+X2+X3

式中：X1為錨索外露長度，取 0.25m；X2為不穩定巖層高度， 取頂煤 + 直接頂厚度 =3.03+3.47=6.5m。X3為錨索錨固長度，取1.3m；X3≥fst/πfcs d1= （1860/3.14 ×10）×21.8=1291mm，（式中：fst 為鋼絞線抗拉強度，1860MPa；d1為錨索鋼絞線直徑，21.8mm；fcs 為錨索與錨固劑的設計粘接強度，按 10MPa 計算），取 1.3m。

X=0.25+6.5+1.3=8.05m，設計取8.4m。3.2.2 錨索間距

3202 回風順槽巷道掘進寬度為5.2m，設計錨索采用 " 三二三 " 的相間布置，間距 1800（1500）/1650mm。

3.2.3 錨索排距

錨索排距根據錨桿失效時，錨索所承擔的巖石重量確定。錨索數目應滿足以下公式：

式中：N 為錨索數目，取每排3 根（巷掘寬5.2m）；K 為安全系數，考慮到松軟巖層不穩定，取1.8；P斷為錨索最低破斷力，取 582kN；W 為被懸吊巖石的自重，kN；可按下式計算；B 為巷道掘進掘寬，取5.2m；D 為錨索排距，m；∑h 為懸吊巖石厚度，?。ㄆ帐厦鈮汗案撸﹪鷰r松動圈冒落高度1.25m；∑γ 為懸吊巖石平均容重，24kN/m3。

通過以上公式，確定錨索排距應滿足以下公式：

D≤5.18m

結合相鄰工作面實際經驗，設計取錨索排距為950mm（等同于錨桿排距）。

綜合以上計算結果，設計回風順槽（留巷）錨索采用直徑為21.8mm，長度為8400mm 的高強度預應力鋼絞線，錨索間排距為1800 （1500）/1650mm×950mm，采用“三二三”相間布置。

4 工業試驗

4.1 支護效果分析

3202 回風順槽采用如上支護技術方案進行支護工作，為研究以上方案參數的合理性及巷道圍巖的變形量，在巷道每隔30m 設置一個測站，分別記錄巷道兩幫及頂底板變形量。通過提取測站數據分析，得到如圖1 所示數據。

圖1 3202 回風順槽隨時間變形量

由圖1 可知，在工作面回采期間，兩幫移近量穩定在114mm，頂底板移近量穩定在92mm，完全可以保證巷道的安全穩定，保障工作面的正常回采需求。

4.2 經濟效益分析

在東峰煤礦3202 工作面回風順槽將以往的工字鋼架棚支護變更為錨桿+ 錨索聯合支護。既有效控制了回風順槽變形量，又節約支護成本，降低工人勞動強度，與原來掘進速度相比提高18%，每米成本節約2800 元。

5 結束語

針對東峰煤礦3202 工作面回風順槽變形較大，難以支護等問題，根據功能需求確定回風順槽形狀為矩形，根據相關設備尺寸及通風量的工程經驗，確定斷面尺寸為5.2m×3.5m；根據相似煤巷支護經驗選用錨桿+ 錨索聯合支護方式，并理論計算了各項支護參數， 選定了： 頂錨桿采用φ22- M24- 2400mm 高強左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×950mm；幫錨桿采用φ20- M22- 2200mm 高強左旋螺紋鋼錨桿；錨索采用直徑為21.8mm，長度為8400mm 的高強度預應力鋼絞線，錨索間排距為1800（1500）/1650mm×950mm；最后通過現場工作面實際應用變形量監測，證明此支護方案可以保證3202 回風順槽的安全穩定。