同忻煤礦12901工作面回采巷道加強支護探討

楊春生

（同煤國電同忻煤礦有限公司，山西 大同 037001）

隨著我國國民經濟的迅速發展，目前我國已成為全球最大的制造業基地，這就需要大量能源作為經濟發展的支撐。2019年我國一次性能源消費中，煤炭比重為57.7%，且在未來10年內煤炭仍然是能源消費結構中的主角，煤炭開采對保證國民經濟平穩發展意義重大。煤礦回采巷道支護是制約煤炭產量、開采安全、成本的重要因素之一，本文針對此問題展開初步探討。

1 概況

同忻煤礦隸屬于山西同煤集團，是一座年產量超過10.00 Mt的國有特大型礦井，現有職工1 103人，井田面積84.52 km2，可采儲量為8.47 億t。同忻煤礦于2007年建成投產，2010年達產，現為同煤集團主力礦井。

12901工作面作為該礦9 號煤的首采面，埋深約220～250 m，煤層厚度2.2 m，煤層柱狀圖（部分）見圖1。

圖1 同忻煤礦12901 工作面煤層柱狀圖

2 回采巷道圍巖破壞分析

2.1 頂板松動破壞

該回采巷道斷面具體尺寸為：寬×高=4.2 m×3.5 m。本文按照“壓力拱理論”測算頂板冒落高度。當巷道開挖后，原來的圍巖應力分布被破壞并會重新分布，如果巷道頂板產生的拉應力大于圍巖自身抗拉強度，則會發生冒頂現象，直至應力重新達到平衡。學者將平衡臨界點的模型簡化成為壓力拱進行研究，見圖2[1]。冒頂高度h 理論計算見式（1），經計算h=4.5 m。

式中：b1為巷道寬度的1/2，2.1 m；h0為巷道高度，3.5 m；φ為圍巖內摩擦角，31°；f為頂板圍巖堅固性系數，1.8。

圖2 回采巷道自然平衡壓力拱

2.2 巷道兩幫松動破壞

回采巷道開挖后，兩幫煤體會支承懸空的頂板重量及上覆巖層壓力，大大增加了支護結構區所受到的壓應力，而且交界面處剪應力瞬間增大，會導致煤幫從兩側擠出，出現鼓包現象，本文利用“巷道圍巖松動圈”理論來計算兩幫破壞松動范圍[2]。

將巷道在大范圍內考慮，可將巷道看作一個等效圓，應力分布見圖3[3]。其中：r看作為巷道半徑，R為塑性松動區半徑；所以巷道兩幫破壞松動范圍L=R-r，其中L理論計算見式（2），經計算L=2.73 m。

式中：P0為巷道受到的垂直應力，2.65 MPa；C為煤層粘聚力，6.8 MPa。

圖3 巷道圍巖應力分布

3 回采巷道支護設計

結合其他工作面成功經驗，12901 工作面回采巷道設計決定采用“錨桿+錨索”聯合支護形式。

3.1 頂板錨桿

采用型號為Φ22 mm左旋螺紋鋼錨桿，頂板錨桿需要承載的頂板冒落巖體總重力G，計算見式（3）[4]，經計算G=693.8 kN。按照該值來設計錨桿間排距，每根錨桿的設計載荷值為50 kN，因此在該面積內至少需要布置14 根錨桿，排距為1.0 m，間距也設計為1.0 m。要求錨固段長度不低于550 mm，長度最大設計為5 500 mm，安設在頂板中間位置，其余位置錨桿長度設計3 500～4 000 mm不等，這也是為了方便施工。

式中：K為安全系數，取值1.5；γ為頂板圍巖容重，25 kN/m3；S為冒落范圍內煤巖體面積，18.5 m2；D為錨桿排距，1.0 m。

3.2 兩幫錨桿

巷道兩幫破壞松動范圍為2.73 m，按照錨固段長度為250 mm設計，兩幫錨桿長度設計為3.0 m。巷道兩幫的向外載荷QS計算見式（4）[5]，經計算QS=267.8 kN。按照該值來設計錨桿間排距，每根錨桿設計載荷為20 kN，因此巷道兩幫單位面積內至少也需要14 根錨桿，為方便施工，在此兩幫錨桿間排距也均設計為1.0 m。

式中：θ為煤壁內摩擦角，30°。

3.3 錨索支護

由于該工作面回采巷道受采動影響較大，因此設計在巷道頂板擬打注五花錨索。巷道直接頂為4.34 m的砂質泥巖，故潛在冒落高度假設為錨桿失效的冒落巖體厚度（2.0 m）[6]，巖石容重25 kN/m3，冒落面積系數取0.8，計算得出潛在冒落拱內巖體重量Q為263 kN。

（1）錨索排距D′

錨索排距D′計算見式（5），計算得D′=2.28 m，結合現場經驗，最終確定錨索施工排距為2.0 m。

式中：T為錨索額定破斷載荷，取450 kN。

（2）錨索錨固段長度L

錨索錨固段長度L 的計算見式（6），計算得L=1 326 mm。本項目使用MSCK2360 型和MSK2380型錨固藥卷，算得需藥卷2.64 卷，結合實際施工經驗，設計每根錨索使用MSCK2360 型2 卷，MSK2380型1 卷，且要求先裝快速藥卷，支護見圖4。

式中：P′為樹脂與錨索粘結強度，N/mm2，取10；K′為錨固安全系數，取2；d為錨索直徑，取21.6 mm。

圖4 “錨桿+錨索”聯合支護巷道結構

3.4 其他支護

在頂板鋪設4 mm×2 100 mm×1 100 mm鋼筋網，錨桿尾端安裝150 mm×150 mm×10 mm拱形高強度托板、調心球墊和減磨墊圈配合3 600 mm（五眼）W鋼帶進行支護[7]。

4 效果分析

為檢測和分析該回采巷道的聯合支護效果，在12901 工作面軌道巷內選取3 個斷面來布置測站，主要是位移傳感器組成。主要監測參數包括：巷道兩幫和頂底板的移近量、移近速度、穩定量等，要求包含掘進、穩定、采動影響三個階段。

4.1 兩幫移近

巷道兩幫移近量以及速度曲線見圖5。由圖可知：①在巷道掘進階段（0～80 d），兩幫移近總量約為90～100 mm；在0～20 d時間范圍內移近速度較快，達到8 mm/d；60～80 d范圍內移近速度又緩慢下降至2 mm/d，之后基本維持在1 mm/d左右。②在巷道掘進后的穩定階段（80～120 d），兩幫移近總量基本維持在120 mm，該時段內兩幫移近速度也降低至1 mm/d的水平。③在巷道受采動影響階段（120～180 d），此時巷道需要承受的應力大且復雜，巷道兩幫移近量呈現急速上升狀態，僅僅在130～160 d這一個月的范圍內，移近量就由130 mm猛增至350 mm，且移近速度維持在2 mm/d。

圖5 巷道兩幫移近監測曲線

如上所述，引起巷道兩幫變形的主要原因是采動影響，前期巷道開挖影響并不大；12901 工作面軌道巷實施聯合支護后兩幫位移總量在350～400 mm，不影響實際使用，支護設計良好。

4.2 頂底板移近

巷道頂底板移近量以及速度曲線見圖6。由圖可知：①在巷道掘進階段（0～80 d），兩幫移近總量約為300～450 mm，在0～20 d時間范圍內移近速度較快，達到18 mm/d；60～80 d范圍內移近速度又緩慢下降至6 mm/d，之后基本維持在該值左右。②在巷道掘進后的穩定階段（80～120 d），頂底板移近總量基本維持在300～500 mm，該時段內兩幫移近速度也降低至4 mm/d的水平。③在巷道受采動影響階段（120～180 d），此時巷道頂板需要承受的應力存在集中現象，頂底板移近量呈現急速上升狀態，在

圖6 巷道頂底板移近曲線

130～180d這不到兩個月的范圍內，移近量就由450 mm猛增至900 mm以上，且移近速度維持在6 mm/d。

如上所述，引起巷道頂底板變形的主要原因是采動影響，前期巷道開挖影響并不大；12901 工作面軌道巷實施聯合支護后頂底板位移總量在900～1 100 mm，個別地段需要進行挖底處理，受破壞嚴重巷段會隨著回采進行而失去作用，因此不用持續維護，可不影響實際使用，支護設計良好。

5 結語

巷道開掘和支護工作是維持煤礦工作面生產接續順利的重要保證，而目前“錨桿+ 錨索”聯合支護形式也是應用最為普遍巷道支護方式之一。同忻煤礦12901 工作面作為9 號煤層的首采面，回采巷道支護工作總體上取得了較好的效果，滿足正常生產需要，但部分巷段后期需要采取臨時加強支護、挖底等措施，要時刻關注巷道變形破壞情況。