望云煤礦15101運輸順槽圍巖松動圈測試分析與控制技術研究

靳 峰

（山西蘭花科技創業股份有限公司望云煤礦分公司，山西 高平 048400）

1 工程概況

山西蘭花科技創業股份有限公司望云煤礦分公司15101工作面井田東區，工作面為井田東區15號煤層首采工作面，該煤層位于太原組下部K2灰巖之下，上距9號煤層約41 m，煤層厚2.40～12.55 m，平均厚4.86 m，平均傾角為6°，屬全區穩定可采煤層，含0～4層夾矸，單層矸石厚0.03～0.60 m，煤層頂底板巖層特征如圖1所示。

圖1 煤層頂底板巖層柱狀圖

15101運輸順槽沿煤層底板掘進，斷面為矩形，巷道寬度×高度=4.0 m×4.0 m，現為保障巷道支護方案的合理性，特進行圍巖松動圈測試分析與圍巖控制技術分析研究。

2 圍巖松動圈測試分析

2.1 測試方案及數據分析

為監測150101工作面運輸順槽巷道的幫部圍巖破壞情況，采用CT-2型超聲波圍巖裂隙探測儀對運輸順槽的4號測站進行松動圈測試[1-2]，測站位置和測孔布置分別如圖2所示。

圖2 松動圈測站測孔布置示意圖

如上圖所示，在運輸順槽中距回風大巷550 m處布置測站，該測站與下一個工作面的回風順槽相鄰，因此需要對巷道幫部圍巖的破壞情況有詳細的了解，在該測站布置4個測孔，各測孔的具體測試結果如圖3和表1所示：

表1 4號測站松動圈測試基礎數據

圖3 運輸順槽4號測站松動圈測試結果

分析圖3（a）可知，a號測孔中在1.6 m深度之前，聲波波速均小于在完整泥巖中的波速，在1.2 m處聲波波速突減至2 120 m/s，說明此處存在離層；在1.8 m之后波速達到了聲波在完整煤層中的波速，說明a號測孔的松動圈范圍約為1.6 m。

分析圖3（b）可知，b號測孔的波速在1.4 m孔深前，波速小于完整煤層中的波速，在巷道圍巖1.4 m之后，波速突增，在1.6 m之后波速達到了聲波在完整煤層中的波速，但在1.8 m處波速有一明顯下降，說明此處有離層存在，綜上，b號測孔的幫部圍巖松動圈范圍約為1.4 m。

分析圖3（c）可知，c號測孔的波速在1.6m孔深之前的范圍內，波速小于在完整煤層中的波速；在1.6m之后，波速突增，在1.6m之后波速達到了聲波在完整煤層中的波速，但在2.2m～2.4m范圍內波速有所減小，說明該范圍內由少量裂隙存在，綜上，c號測孔的幫部圍巖松動圈范圍約為1.6 m。

分析圖3（d）可知，d號測孔的波速在1.6 m孔深之前的范圍內，波速小于在完整煤層中的波速；在1.6 m之后，波速突增，波速均達到了聲波在完整煤層中的波速，但在1.8～2.2 m范圍內波速增加較大，說明此處圍巖完整性較好，綜上，d號測孔的幫部圍巖松動圈范圍約為1.6 m。

通過對4測站的4個波速變化圖進行對比可以看出：a號測孔在孔口1.4 m范圍以內裂隙發育程度較高，且有離層存在；b號測孔在1.8 m處也有一離層存在，需加強支護；c號測孔波速變化較為平滑，說明c號測孔內圍巖裂隙發育較為規律；d號測孔在1.8～2.2 m范圍內波速增加較大，說明此處圍巖完整性較好，圍巖裂隙發育也較為規律。

2.2 松動圈測試結果分析

根據超聲波測試儀的主要組成部分和常見介質中聲波的傳播速度，基于測試結果可計算得出聲速值[3-5]，根據測試結果可知15101運輸順槽中，在測孔不同深度處的聲波波速值的變化規律與軌道大巷處的變化規律相同，在孔深范圍小于1.6 m時，波速值小于完整煤層中的波速，且波動較大；在孔深大于1.8 m至孔底范圍內所有部位的波速值基本處于正常波速以上；據此可知150101工作面運輸順槽處的兩幫松動圈范圍約為1.6 m。

3 圍巖控制技術研究

3.1 支護參數理論計算

根據15101工作面的地質條件和圍巖松動圈測試結果，確定巷道采用錨網索支護方案，具體各項支護參數設計如下:

1）頂板支護參數計算分析。頂板支護載荷集度、錨桿布置密度計算公式如下[6]：

式中:H為巷道高度，4.5 m；φ為巷幫煤及巖體內摩擦角，26°；f為巖體普氏系數，8.20；b為巷道寬度的一半，2.5 m；γ為直接頂容重，27 kN/m3；h為直接頂損壞厚度，基于上述分析取為1.6 m；F為錨桿設計錨固力，取100 kN；q為載荷集度，60.62 kPa；K為安全系數，取1.2；K'為變形載荷系數取1.1；

頂錨桿布置間、排距：計算公式如下：

根據實體煤側運輸順槽巷道斷面參數及實際經驗，取頂錨桿排距為1.2 m，間距為1.1 m。

錨桿長度的確定：頂板錨桿長度計算公式為[7]：

式中：l1為錨桿外露長度；l2為錨桿有效長度；l3為錨桿錨固長度，m；根據地質條件確定錨桿長度為2.1 m。

2）運輸順槽幫部支護參數分析：錨桿布置密度及間排距的計算公式如下[8]：

根據巷道斷面參數并結合實際經驗，取幫錨桿間距為1.3 m。

綜上分析得出，15101運輸順槽頂板支護采用的錨桿型號為φ20 mm×2 100 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為1 100 mm×1 200 mm，每根錨桿配用MSCKa2335和MSZ2360樹脂藥卷各1支。幫部支護采用的錨桿型號為φ20 mm×2 100 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為1 300 mm×1 200 mm，每根錨桿配用MSCKa2335和MSZ2360樹脂藥卷各1支。

3.2 支護方案

1）頂板控制:頂板采用Φ20 mm×L2 100 mm的左旋無縱筋螺紋鋼,間排距為1 100 mm×1 200 mm，預緊扭矩不低于250 N·m，錨桿采用MSCKa2335和MSZ2360各1支進行錨固，托盤規格為150 mm×150 mm×10 mm的自制扁鋼鋼板。金屬網采用12號鐵絲編制菱形金屬網護頂。

2）兩幫控制:兩幫采用左旋螺紋鋼錨桿（開采幫采用玻璃鋼纖維錨桿）配合12號菱形金屬網支護。錨桿規格為Φ20 mm×2 100 mm，錨桿間排距為1 300 mm×1 200 mm，預緊扭矩不低于250 N·m，錨桿采用MSCKa2335和MSZ2360各1支進行錨固，托板規格為150 mm×150 mm×10 mm自制扁鋼鋼板。金屬網采用12號鐵絲編制菱形金屬網。

具體15101運輸順槽支護方案如圖4所示。

圖4 15101運輸順槽支護示意圖

3.3 效果分析

15101運輸順槽掘進期間，在滯后巷道掘進迎頭2 m的位置處采用十字布點法進行圍巖變形監測分析，持續觀測1個月，得出圍巖變形量曲線圖見圖5。

圖5 巷道掘進期間圍巖變形量曲線圖

分析圖5可知，15101運輸順槽掘進期間，在現有支護方案下，圍巖變形主要出現之后掘進迎頭0～50 m的范圍內，隨著巷道掘進作業的進行，圍巖變形量大幅降低，當監測斷面滯后掘進迎頭60 m時，此時圍巖變形基本達到穩定狀態，最終巷道頂底板最大移近量分別為28 mm和85 mm，圍巖控制效果較好。

4 結論

根據15101運輸順槽的地質條件，通過進行巷道圍巖松動圈測試得出，運輸順槽處的兩幫松動圈范圍約為1.6 m；基于松動圈測試結果，進一步通過圍巖支護參數設計，具體確定出巷道錨網索支護方案中的各項參數，根據巷道掘進期間的圍巖變形監測結果可知，巷道在現有支護方案下，圍巖控制效果好。