曹家灘煤礦膠帶順槽大斷面巷道圍巖控制優化

韓存地，許興亮，雷亞軍，楊建輝，丁維波，石 灝，田素川，北 楊

(1.陜西陜煤曹家灘礦業有限公司，陜西 榆林 719000 ；2.中國礦業大學，江蘇 徐州 221116)

0 引言

隨著采掘裝備與技術的進步，榆神礦區采掘效率大幅提升，特別是年產千萬噸級煤礦的快速建成，其開采技術已達到世界領先水平[1-3]。以往依靠經驗的傳統型支護方案已不再適應當前大斷面快速掘進煤巷圍巖的支護[4]。李運宏等[5]利用FLAC3D數值模擬研究了錨桿預緊力大小以及錨桿數量布置對巷道圍巖變形影響。趙云[6]采用理論分析方法分析了巷道不同跨度、不同圍巖支護強度對巷道圍巖穩定性的影響規律。李大懷[7]對大斷面煤巷圍巖變形特征及機理進行了詳細分析，并提出了針對性支護參數優化方案。以上研究成果為大斷面煤巷圍巖控制奠定了很好的基礎，文中通過分析大斷面煤巷圍巖變形特征，利用數值模擬針對性地分析不同支護參數條件下圍巖應力、位移變形規律，提出頂板錨桿減量提質、減密加長及強幫護頂的大斷面煤巷圍巖強化控制技術。

1 工程背景

1.1 工程概況

122109膠帶順槽位于礦井2-2煤層12盤區，煤層底板標高+957～+972 m，地面標高+1 261～+1 300 m。2-2煤層頂板巖性主要為粉砂巖、細粒砂巖，次為中粒砂巖、泥巖、砂質泥巖；底板巖性主要為粉砂巖，次為細粒砂巖、砂質泥巖，局部中粒砂巖、砂質泥巖。煤層結構簡單，屬于穩定型煤層，密度為1.32 t/m3，普氏硬度f<3；井田地層總體為走向NE，傾向NW，傾角不足1°的單斜構造，局部有寬緩的波狀起伏，無大的褶曲、斷層和巖漿活動。122109工作面膠帶順槽位置關系，如圖1所示。

圖1 122109工作面膠帶順槽位置關系

1.2 巷道圍巖變形破壞特征

曹家灘煤礦122109膠帶順槽原支護方案支護強度較低，且錨桿布置不合理，施工工序較為繁瑣，已不適應大斷面煤巷快速掘進所需的要求。在大斷面煤巷中，圍巖變形破壞的程度與自承能力以及主動支護強度息息相關[8-11]。根據相鄰工作面122106綜采面機頭位置煤壁端頭截割面實測結果，顯示回采時回采幫的塑性區發育寬度在1.5 m以上，兩幫變形“不均勻”。由于原支護方案中巷道回采幫布置的玻璃鋼錨桿及配套托盤、螺母強度不足，且與煤柱幫布置的螺紋鋼錨桿強度存在一定差異，在回采幫工作面附近(端頭支架前方0～15 m范圍內)出現了大面積玻璃鋼錨桿退絲、托盤碎裂的情況，以及產生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴展，甚至是片幫。

2 不同支護參數下圍巖數值模擬

2.1 不同錨桿長度對比分析

模擬結果：以122109工作面膠帶順槽為研究對象，巷道頂板布置6根錨桿，間距1 200 mm，排距1 000 mm，幫部布置4根錨桿，間距1 000 mm，排距1 000 mm。根據錨桿長度不同，設置錨桿長度分別為2.2 m、2.4 m、2.6 m這3個方案。巷道圍巖x軸方向水平應力分布如圖2所示；巷道圍巖位移特征如圖3所示。模擬結果如下：

圖3 不同錨桿長度時圍巖位移分布特征

結果分析：由圖2可知，通過增大錨桿長度，可以有效增大巷道圍巖錨固區域，形成厚度更大的疊加壓應力區域，從而提高巷道圍巖錨固區域內巖石力學參數，更好發揮圍巖自承載能力。當錨桿長度從2.2 m增大到2.6 m時，巷道頂板最大變形量由200 mm降低到80 mm，x軸方向最大水平應力從6 MPa降低到4 MPa。因此，在122109外回風順槽頂板客觀地質條件下，適當增大錨桿長度有利于控制巷道圍巖變形，有利于降低圍巖應力集中程度，控制巷道淺部圍巖破碎區向深部擴展。

圖2 不同錨桿長度時圍巖x軸方向應力云圖

2.2 不同錨桿間距對比分析

模擬方案：模擬共設置3個方案。①方案一。頂板布置7根錨桿，間距1 000 mm。②方案二。頂

板布置6根錨桿，間距1 200 mm。③方案三。頂板布置5根錨桿，間距1 500 mm。幫部錨桿均布置4根，間距1 000 mm，幫頂部錨桿排距皆為1 000 mm。巷道圍巖x軸方向水平應力分布如圖4所示；巷道圍巖位移特征如圖5所示。

結果分析：錨桿間距過大，相鄰錨桿之間不易形成壓應力疊加區域，模擬結果表明，當頂板錨桿間距從1 000 mm提高到1 500 mm時，巷道頂板x軸方向最大水平應力由3 MPa增大到6 MPa，巷道頂板最大變形量由140 mm增大到320 mm。但從圖4、圖5可以看出，錨桿間距由1 000 mm增大到1 200 mm時，巷道圍巖應力分布特征、位移大小相差不大；而當錨桿間距由1 200 mm增大到1 500 mm時，巷道圍巖水平應力及位移的最大值都增長較多。

圖4 不同錨桿間距時圍巖x軸方向應力云圖

圖5 不同錨桿間距時圍巖位移分布特征

3 巷道圍巖支護參數優化

在保證安全的前提下，建立以高強度、高預應力和高系統剛度為技術核心并適應于煤巷快速掘進的大間排距高性能錨桿支護體系。

3.1 煤柱幫支護：螺紋鋼錨桿+鋼筋網

煤柱幫支護采用螺紋鋼錨桿+鋼筋網的形式，巷道支護斷面圖如圖6所示。錨桿采用規格為φ20 mm×2 000 mm的BHRB335號左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，每排4根錨桿，最上部錨桿距頂板300 mm，帶15°上仰角施工，其余錨桿垂直巖面施工，錨桿孔深1 950 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預緊力要求不小于120 N·m，錨固力不小于10 t。錨桿托盤選用規格為150 mm×150 mm×10 mm蝶形鐵托盤。鋼筋網規格為3 600 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網，鋼筋直徑為4 mm，網格尺寸100 mm×100 mm，幫網頂部彎曲100 mm，與頂網搭接寬度100 mm，幫網與幫網搭接寬度100 mm。

圖6 巷道支護斷面

3.2 回采幫支護：玻璃鋼錨桿+塑鋼網

回采幫支護采用玻璃鋼錨桿+塑鋼網的形式。錨桿采用規格為φ22 mm×2 400 mm的GQN60型高強抗扭玻璃鋼錨桿及配套托盤螺母，間排距為1 000 mm×1 000 mm，每排4根錨桿，最上部錨桿距頂板300 mm，垂直巖面施工，錨桿孔深2 300 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預緊力要求不小于50 N·m，錨固力不小于10 t。網片選用塑鋼網，規格為3 600 mm×5 000 mm，走向鋪網，幫網與頂網搭接寬度100 mm，幫網與幫網搭接寬度為100 mm。幫部塑鋼網內不含鋼絲，網孔規格為50 mm×50 mm。

3.3 頂板支護：錨桿+錨索+鋼筋網

頂板支護采用錨桿+錨索+鋼筋網的形式。

錨桿支護：頂板錨桿采用規格為φ22 mm×2 600 mm的BHRB335號左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 200 mm×1 000 mm，每排6根錨桿，最外側錨桿距幫部250 mm，帶15°外扎角施工，中間4根錨桿垂直頂板施工，錨桿孔深2 550 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預緊力要求不小于200 N·m，錨固力不小于10 t。錨桿托盤選用規格為150 mm×150 mm×10 mm的拱型高強度托盤。鋼筋網規格為6 500 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網，鋼筋直徑為4 mm，網格尺寸100 mm×100 mm，搭接寬度為100 mm。

錨索支護：頂板每排布置2根錨索，采用規格為φ17.8 mm×6 250 mm的鋼絞線，錨索孔深6 000 mm。錨索間排距為2 400 mm×3 000 mm，均垂直巖面施工。每根錨索采用2只MSK2380型樹脂藥卷，錨索預緊力14 t，錨固力不小于24 t。錨索托盤的規格為250 mm×250 mm×20 mm的高強度拱形可調心托板。

3.4 圍巖支護效果監測

為檢驗新支護的安全可靠性，在122109膠帶順槽快速掘進段以及正常掘進段采用“十字”布點法布置位移監測站，如圖7為原支護方案與優化方案下巷道圍巖表面位移變化曲線。由圖7可知，在掘進初期，巷道圍巖應力得到釋放，圍巖變形呈逐漸增長的趨勢，隨著后續觀測時間不斷增加，巷道圍巖位移變化趨于穩定。現優化方案與原支護方案相比，圍巖位移變化量均有所減小，說明頂板錨桿減量提質、減密加長及強幫護頂大斷面煤巷圍巖支護方案能夠保證巷道的安全。

圖7 巷道圍巖表面位移變化曲線

4 結論

(1)巷道變形破壞呈兩幫“不均勻”。回采幫工作面附近產生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴展，甚至是片幫，塑性區發育寬度在1.5 m以上。

(2)由數值模擬結果可知，通過增大錨桿長度，巷道頂板變形量和最大水平應力明顯減小；若錨桿間距過大，巷道圍巖位移變化量和最大水平應力均較大，故需根據具體情況選擇合適的錨桿間距。

(3)通過增加錨桿長度、直徑、自身強度以及配套的托盤、螺母強度，增加樹脂藥卷錨固長度，在保證安全的前提下，選擇合適的錨桿間排距，提出頂板錨桿減量提質、減密加長及強幫護頂大斷面煤巷圍巖支護方案，并通過現場監測驗證了方案的可行性。