斜溝煤礦厚煤層大斷面采掘交鋒巷道支護設計

白志兵

（山西西山晉興能源有限公司斜溝煤礦，山西 呂梁 033000）

0 引言

采掘交鋒是煤礦為保證交替順序進正常進行的一種采掘活動，國內學者對采掘交鋒的研究意義做出闡述，對在采掘交鋒活動中破壞的巷道與煤柱做出了研究與貢獻[1-4]。杜貝舉[5]等對動壓巷道采取“高強樹脂錨桿+錨索”聯(lián)合支護，有效減少動壓巷道的破壞與頂板活動，為采掘交鋒提出了新理念；張坤等基于地應力測試對巷道支護提出概念，對巷道支護有著積極意義，基于斜溝煤礦采掘交替巷道23110 工作面皮帶巷圍巖應力分布對23110 皮帶巷進行支護設計。

1 工程概況

斜溝煤礦礦位于呂梁礦區(qū)，主采主采8# 煤和13#煤層，23110 工作面煤層傾角9.0°，主要開采13#煤層厚度為5.95～16.68 m，平均13.88 m，屬于特厚煤層，埋深450 m，采區(qū)上山巷道偽斜煤層走向布置。

斜溝煤礦23110 皮帶巷圍巖取樣后力學性能測試，如表1 所示：

表1 巖石力學參數表

2 采掘交鋒巷道應力分布特征

2.1 應力分布（圖1）

圖1 采掘交鋒示意

當基本頂是厚層堅硬頂板時，由于其本具有很強的抗破斷力，這樣在采空區(qū)將形成較長的懸臂，簡化的力學模型，如圖2 所示，計算如式（1）～式（2）所示。

圖2 工作面走向懸臂梁力學模型

式中：P0為煤幫的支護強度，Pa；φ0為煤層內摩擦角，（°）；A1為側壓系數；γ 為容重，N/m3；k 為應力集中系數；H 為埋深，m；m 為煤厚，m；c0為煤層黏聚力，Pa。

進行受力分析，如式（3）～式（7）所示：

便于計算，討論單位矩形單元，如式（8）所示：

式中：Rt為頂板抗拉強度，Pa；h 為頂板厚度，m。

計算彎矩極限，可得采掘巷道支護所需應力極限。

記基本頂沿回采方向懸頂懸臂的極限彎矩為Mmax，則由M1≤Mmax可得支護強度P1與懸頂長度l 關系如式（9）所示：

可知，采空區(qū)后方的懸臂l 的長度越大，采掘巷道支護阻力越大，需對巷道進行加強支護，必要時進行臨時支護，以免二次修巷帶來的困擾。

2.2 支護設計

極限平衡法設計巷道，先對巷道進行歸一化處理：

巷道理論半徑，如式（10）所示：

式中：rs為巷道當量半徑，m；S 為巷道實際面積，m2；kx為巷道斷面修正系數，1.2。

巷道理論半徑，如圖3 所示：

圖3 巷道外接圓

比較求得的當量半徑和外接圓半徑，以其小者作為巷道理論半徑，如式（11）所示：

得順槽的理論半徑為3.09 m。

巷道周邊極限平衡區(qū)半徑R′，如式（12）所示：

式中：K1為采動影響系數，取1.6；γ 為上覆巖層體積力，取0.025 MN/m3；H 為巷道埋深，取700 m；Pi為支護阻力，取0.25 MPa；a 為巷道理論半徑，為3.09 m（3.16 m）；C 為黏結力，根據巖石力學實驗得出，取5.68 MPa；φ 為內摩擦角，根據巖石力學實驗為28.44°；K2為煤巖體力學參數修正系數，取0.8。

采動影響系數取為1.6，巖石力學修正系數取K2=0.8。

得，塑性半徑為4.77 m。

極限平衡區(qū)深入巷道圍巖深度，如式（13）所示：

式中：Δ 為極限平衡區(qū)深入圍巖的深度。得23110 皮帶巷極限平衡區(qū)深度分別為1.68 m。

錨桿長度按式（14）計算：

式中：L 為錨桿長度，m；L1為錨桿錨固段長度，m；Δ 為極限平衡區(qū)深入圍巖的深度，m；L3為錨桿外露長度，一般取0.15 m。

錨桿長度應為：L≥0.64+1.68+0.15=2.47 m，取錨桿長度選取2 500 mm。

錨桿按等距排列，即間距、排距相等，設為a，則如式（15）所示：

式中：Q 為錨固力，設計為錨桿屈服載荷的80%，取100 kN；K 為錨桿安全系數，一般取K=2～4，兩巷成巷時間較長，取3。γ 為巖石體積力，25 kN/m3。

所以根據計算，23110 工作面巷道支護要求a≤0.76 m，留有一點富余量，間排距選取800×800 mm。

2.3 數值模擬計算

根據斜溝煤礦生產條件，建立FLAC 模型，如圖4所示。

圖4 數值模擬模型建立

支護優(yōu)化后運算模型結果如下：

由圖5 分析可得。23110 巷道垂直即頂底板移近量0.135 m，水平位移即兩幫移近量0.21 m；垂直應力為1.57 MPa，水平應力為9.18 MPa，位移與圍巖應力均較小，符合錨固承載體支護要求，證明支護設計滿足生產需要。

圖5 支護后巷道數值模擬

3 圍巖控制效果分析

為了掌握斜溝煤礦23110 巷道掘進期間礦壓顯現規(guī)律，根據現場實際情況在23110 巷道設立測站進行礦壓數據收集。

3.1 礦壓監(jiān)測內容

礦壓監(jiān)測的主要內容，如表2 所示。

3.2 表面位移觀測結果

巷道表面位移測點布置，如圖6 所示，分別測量巷道頂底板移近量、兩幫移近量，如圖7 所示。

圖6 巷道表面位移觀測

圖7 巷道表面位移觀測

由圖7 可知，頂底板累積移近量為96 mm，兩幫累積移近量為165 mm；頂底板最大移近速率為24 mm/d，兩幫最大移近速率35 mm/d，均出現在測站布設后第3 d，后期圍巖移近速率較小；觀測15 d 后，巷道圍巖變形基本趨于穩(wěn)定；巷道圍巖移近量整體不大，屬掘進期內圍巖應力重新分布、變形正常釋放過程，支護合理有效。

3.3 錨桿受力觀測結果

錨桿受力觀測，如圖8 所示。

圖8 錨桿測站布置圖

安裝完畢后，對其進行監(jiān)測讀數，根據采集數據繪制錨桿受力曲線，如圖9 所示。

圖9 錨桿受力結果圖

由圖9 可知23110 皮帶巷使用原錨桿支護方案頂板錨桿最大受力為204.6 kN，兩幫錨桿最大受力為185.8 kN；測力計（液壓枕）安裝后前3 d 變化明顯，之后逐漸趨于穩(wěn)定。滿足正常需求。

4 結論

1）對采掘交鋒23110 工作面巷道建立力學模型，得出采空區(qū)后方的懸臂l 的長度越大，采掘巷道支護阻力越大，需對巷道進行加強支護。

2）數值模擬中23110 巷道垂直即頂底板移近量0.135 m，水平位移即兩幫移近量0.21 m；垂直應力為1.57 MPa，水平應力為9.18 MPa，位移與圍巖應力均較小，符合錨固承載體支護要求，證明支護設計滿足生產需要。。

3）工程試驗表明斜溝煤礦優(yōu)化支護后將錨桿長度調整為2.5 m，支護間排距改為800 mm×800 mm可以滿足日常需求。