干河煤矿2-3002 巷沿空掘巷支护技术研究

李小军

（山西霍宝干河煤矿有限公司，山西 临汾 031400）

1 工程概况

山西霍宝干河煤矿有限公司2-300 工作面位于三采区三条大巷右翼，东南侧为2-301 采空区，东北侧为三采区系统大巷，西北、西南侧300 m 为实体煤。2-3002 巷为满足2-300 回采工作面辅助运输和回风等而设计施工的，2-3002 巷设计长度为1389 m，2-300 切巷设计长度为240 m。本工作面开采煤层为2#煤层，2#煤层位于二叠系下统山西组上部，煤层厚度2.2～2.4 m，巷道顶底板岩层情况见表1。2-3002 巷为干河煤矿首个沿空掘巷工作面，为保障其围岩稳定性，并为后续生产提供实践、技术经验，对其掘巷位置、支护方案及矿压特征进行研究。

表1 煤层顶底板情况

2 2-3002 巷永久支护设计

1）顶锚杆参数

顶锚杆长度经验公式：L=KH+L1+L2，其中，L为锚杆全长，m；K为安全系数，一般取2；H为软弱岩层厚度，m；L1为锚入稳定岩层深度，取0.5 m；L2为外露长度，取0.1 m。利用普氏免压拱高理论确定软弱岩层厚度：H=B/2f，其中，f为顶板岩层的普氏系数，取4，B为巷道跨度，4.6 m。软弱岩层厚度H=0.575 m。顶板锚杆长度L=2×0.575+0.5+0.1=1.75 m。依据上述计算，并结合2-3002 巷地质条件、周边三采区三条准备巷道矿压分析结论和该区域使用锚杆情况，为保证施工安全，顶锚杆选取Ф22 mm×2400 mm，大于1.75 m，符合设计要求。

2）帮锚杆长度

帮锚杆长度由公式L=L1+L2+L3计算[1]。其中，L1、L2含义及取值与顶板锚杆相同；L3为煤帮破碎深度，m。L3理论计算公式：L3=H×tan（45°-ω帮/2）。H为巷道掘进高度，取3.8 m；f帮为帮部煤岩体普氏系数，煤体取2；ω帮为帮部煤岩体似内摩擦角，取帮f反算ω帮=arctan2=63.5°。L3=3.8×tan（45°-63.5°/2）=0.89 m，帮锚杆长度L=0.5+0.1+0.89=1.49 m，选取帮锚杆长度2 m。

3）顶板锚索长度

锚索锚固段设计在坚硬岩层内1.0～1.5 m[2-3]。根据工作面岩性分析，锚索终端需锚入砂岩中，其理论计算公式：L锚索=L外露+L锁具+L悬吊+L锚固。其中，L外露为需要外露的张拉长度，取0.25 m；L锁具为成套锁具长度，取0.1 m；L悬吊为不稳定岩石厚度，取2.5 m；L锚固为锚固长度，取1.8 m。则L锚索=0.25+0.1+2.5+1.8=4.65 m，选取顶锚索长为6.2 m，大于4.65 m，符合设计要求。

4）2-3002 永久支护方案

顶板锚杆规格Ф22 mm×2400 mm，帮部锚杆规格Ф20 mm×2000 mm，顶部锚杆“六·六”布置，配合6 孔4.2 m 锚梁，帮部锚杆“六·六”布置，配合4 孔2.3 m 钢带和3 孔1.7 m 钢带，配合规格为长×宽×厚=150 mm×150 mm×8 mm 的压制蝶形垫片、调心球垫、减摩垫圈、螺母、菱形网进行支护，锚杆间排距为800 mm×700 mm；顶板锚索采用Ф21.6 mm×6200 mm 钢绞线，锚索“三·三”布置，左帮锚索采用Ф17.8 mm×4200 mm 钢绞线，锚索“二·二”布置，锚索间排距1600 mm×1400 mm，锚固剂使用：先上CK2340，再上Z2360。帮部根据工作面实际揭露煤岩层情况进行加强支护，若煤岩层松软破碎，需及时补打4.2 m 锚索加强帮部支护。锚杆、锚索布置详情如图1。

图1 2-3002 巷永久支护示意图（mm）

3 沿空巷道合理位置模拟分析

为探究沿空巷道与上区段工作面采空区间煤柱宽度对巷道围岩稳定性的影响，根据2-300 工作面地质条件，运用FLAC3D软件针对不同煤柱宽度条件下沿空巷道开挖进行模拟研究[4]。建模尺寸300 m×200 m×90 m，底板30 m，顶板67.6 m，工作面采高2.4 m，模型依次布置边界煤柱、2-301工作面、煤柱、2-3002 巷、2-300 工作面、边界煤柱，2-3002巷模拟宽度为4.6 m。三维数值模型及模拟方案如图2。

图2 模拟方案及结果

参考类似地质条件下沿空掘巷施工的工程实例，初步设计2-3002 巷与2-301 工作面采空区边界间煤柱宽度为5 m、8 m、15 m，不同煤柱宽度条件下围岩塑性区分布及表面位移量如图3。

图3 数值模拟结果

根据图3（a）～（c）所示结果分析可知，5 m宽煤柱条件下，2-3002 巷掘巷期间煤柱侧围岩塑性破坏区发育至2-301 工作面采空区边缘，实体煤帮塑性区发育深度达到4.5 m；8 m 宽煤柱条件下，2-3002 巷煤柱侧围岩塑性破坏区发育深度为2 m，2-301 工作面采空区边缘塑性区发育深度4.0 m，实体煤帮塑性区发育深度为2.25 m；15 m 宽煤柱条件下，2-3002 巷煤柱侧围岩塑性破坏区发育深度为2 m，2-301 工作面采空区边缘塑性区发育深度4.0 m，实体煤帮塑性区发育深度为2.25 m。煤柱宽度5 m时，围岩塑性破坏范围大，围岩稳定性较差；煤柱宽度为8 m、15 m 时，2-3002 巷围岩塑性破坏范围基本相同，煤柱内存在部分处于弹性状态的煤岩体，围岩稳定性较好。根据图3（d）所示结果分析可知，5 m 宽煤柱条件下，煤柱帮内移量达到375 mm，顶板、底板、实体煤帮变形量也较大，巷道变形较严重；8 m 宽煤柱条件下，煤柱帮内移量为180 mm，其余部位变形量也较小；15 m 宽煤柱条件下，围岩变形量进一步减小。综上可知，煤柱宽度为8 m、15 m 时，沿空巷道围岩稳定性良好。为提高煤炭资源的采出率，设计2-3002 与2-301 工作面采空区间煤柱宽度为8 m。

4 矿压监测结果

2-3002 巷采用所述支护方案与2-301 采空区间留设8 m 煤柱掘进，掘进阶段及2-300 工作面回采期间布置测站，对巷道表面变形量、锚杆、锚索载荷、顶板离层量进行监测，围岩变形规律如图4。掘巷支护30 d 后围岩基本稳定，两帮相对移近量最大为260 mm，顶底板相对移近量最大为108 mm；工作面回采期间，两帮相对移近量最大为448 mm，顶底板相对移近量最大为194 mm，煤柱变形较小，围岩变形可控，表明支护方案可行。锚杆锚索载荷变化规律如图5。掘巷期间，支护完成前15 d 期间，锚杆锚索载荷逐渐增大并趋于稳定；15 d之后，锚杆、锚索载荷基本保持稳定，锚杆、锚索载荷受力不大，说明围岩稳定性良好。2-300 工作面回采期间，顶板锚索最大载荷254 kN，顶板、两帮锚杆最大载荷125～145 kN，煤柱帮锚索最大载荷184 kN，均小于其破断载荷，在合理范围内。

图4 表面位移量变化规律

图5 锚杆、锚索载荷

5 结语

干河煤矿2-3002 巷沿空掘巷，采用理论计算、工程类比手段设计其锚网索支护方案，分析掘巷阶段不同煤柱宽度条件下围岩塑性破坏及表面变形规律。最合理煤柱宽度为8 m，工业性试验期间进行了矿压监测，掘巷阶段及服役期内围岩变形量在可控范围内，锚杆、锚索载荷较稳定，均在其设计承载能力范围内，围岩支护效果较好。