斜沟煤矿厚煤层大断面采掘交锋巷道支护设计

白志兵

（山西西山晋兴能源有限公司斜沟煤矿，山西 吕梁 033000）

0 引言

采掘交锋是煤矿为保证交替顺序进正常进行的一种采掘活动，国内学者对采掘交锋的研究意义做出阐述，对在采掘交锋活动中破坏的巷道与煤柱做出了研究与贡献[1-4]。杜贝举[5]等对动压巷道采取“高强树脂锚杆+锚索”联合支护，有效减少动压巷道的破坏与顶板活动，为采掘交锋提出了新理念；张坤等基于地应力测试对巷道支护提出概念，对巷道支护有着积极意义，基于斜沟煤矿采掘交替巷道23110 工作面皮带巷围岩应力分布对23110 皮带巷进行支护设计。

1 工程概况

斜沟煤矿矿位于吕梁矿区，主采主采8# 煤和13#煤层，23110 工作面煤层倾角9.0°，主要开采13#煤层厚度为5.95～16.68 m，平均13.88 m，属于特厚煤层，埋深450 m，采区上山巷道伪斜煤层走向布置。

斜沟煤矿23110 皮带巷围岩取样后力学性能测试，如表1 所示：

表1 岩石力学参数表

2 采掘交锋巷道应力分布特征

2.1 应力分布（图1）

图1 采掘交锋示意

当基本顶是厚层坚硬顶板时，由于其本具有很强的抗破断力，这样在采空区将形成较长的悬臂，简化的力学模型，如图2 所示，计算如式（1）～式（2）所示。

图2 工作面走向悬臂梁力学模型

式中：P0为煤帮的支护强度，Pa；φ0为煤层内摩擦角，（°）；A1为侧压系数；γ 为容重，N/m3；k 为应力集中系数；H 为埋深，m；m 为煤厚，m；c0为煤层黏聚力，Pa。

进行受力分析，如式（3）～式（7）所示：

便于计算，讨论单位矩形单元，如式（8）所示：

式中：Rt为顶板抗拉强度，Pa；h 为顶板厚度，m。

计算弯矩极限，可得采掘巷道支护所需应力极限。

记基本顶沿回采方向悬顶悬臂的极限弯矩为Mmax，则由M1≤Mmax可得支护强度P1与悬顶长度l 关系如式（9）所示：

可知，采空区后方的悬臂l 的长度越大，采掘巷道支护阻力越大，需对巷道进行加强支护，必要时进行临时支护，以免二次修巷带来的困扰。

2.2 支护设计

极限平衡法设计巷道，先对巷道进行归一化处理：

巷道理论半径，如式（10）所示：

式中：rs为巷道当量半径，m；S 为巷道实际面积，m2；kx为巷道断面修正系数，1.2。

巷道理论半径，如图3 所示：

图3 巷道外接圆

比较求得的当量半径和外接圆半径，以其小者作为巷道理论半径，如式（11）所示：

得顺槽的理论半径为3.09 m。

巷道周边极限平衡区半径R′，如式（12）所示：

式中：K1为采动影响系数，取1.6；γ 为上覆岩层体积力，取0.025 MN/m3；H 为巷道埋深，取700 m；Pi为支护阻力，取0.25 MPa；a 为巷道理论半径，为3.09 m（3.16 m）；C 为黏结力，根据岩石力学实验得出，取5.68 MPa；φ 为内摩擦角，根据岩石力学实验为28.44°；K2为煤岩体力学参数修正系数，取0.8。

采动影响系数取为1.6，岩石力学修正系数取K2=0.8。

得，塑性半径为4.77 m。

极限平衡区深入巷道围岩深度，如式（13）所示：

式中：Δ 为极限平衡区深入围岩的深度。得23110 皮带巷极限平衡区深度分别为1.68 m。

锚杆长度按式（14）计算：

式中：L 为锚杆长度，m；L1为锚杆锚固段长度，m；Δ 为极限平衡区深入围岩的深度，m；L3为锚杆外露长度，一般取0.15 m。

锚杆长度应为：L≥0.64+1.68+0.15=2.47 m，取锚杆长度选取2 500 mm。

锚杆按等距排列，即间距、排距相等，设为a，则如式（15）所示：

式中：Q 为锚固力，设计为锚杆屈服载荷的80%，取100 kN；K 为锚杆安全系数，一般取K=2～4，两巷成巷时间较长，取3。γ 为岩石体积力，25 kN/m3。

所以根据计算，23110 工作面巷道支护要求a≤0.76 m，留有一点富余量，间排距选取800×800 mm。

2.3 数值模拟计算

根据斜沟煤矿生产条件，建立FLAC 模型，如图4所示。

图4 数值模拟模型建立

支护优化后运算模型结果如下：

由图5 分析可得。23110 巷道垂直即顶底板移近量0.135 m，水平位移即两帮移近量0.21 m；垂直应力为1.57 MPa，水平应力为9.18 MPa，位移与围岩应力均较小，符合锚固承载体支护要求，证明支护设计满足生产需要。

图5 支护后巷道数值模拟

3 围岩控制效果分析

为了掌握斜沟煤矿23110 巷道掘进期间矿压显现规律，根据现场实际情况在23110 巷道设立测站进行矿压数据收集。

3.1 矿压监测内容

矿压监测的主要内容，如表2 所示。

3.2 表面位移观测结果

巷道表面位移测点布置，如图6 所示，分别测量巷道顶底板移近量、两帮移近量，如图7 所示。

图6 巷道表面位移观测

图7 巷道表面位移观测

由图7 可知，顶底板累积移近量为96 mm，两帮累积移近量为165 mm；顶底板最大移近速率为24 mm/d，两帮最大移近速率35 mm/d，均出现在测站布设后第3 d，后期围岩移近速率较小；观测15 d 后，巷道围岩变形基本趋于稳定；巷道围岩移近量整体不大，属掘进期内围岩应力重新分布、变形正常释放过程，支护合理有效。

3.3 锚杆受力观测结果

锚杆受力观测，如图8 所示。

图8 锚杆测站布置图

安装完毕后，对其进行监测读数，根据采集数据绘制锚杆受力曲线，如图9 所示。

图9 锚杆受力结果图

由图9 可知23110 皮带巷使用原锚杆支护方案顶板锚杆最大受力为204.6 kN，两帮锚杆最大受力为185.8 kN；测力计（液压枕）安装后前3 d 变化明显，之后逐渐趋于稳定。满足正常需求。

4 结论

1）对采掘交锋23110 工作面巷道建立力学模型，得出采空区后方的悬臂l 的长度越大，采掘巷道支护阻力越大，需对巷道进行加强支护。

2）数值模拟中23110 巷道垂直即顶底板移近量0.135 m，水平位移即两帮移近量0.21 m；垂直应力为1.57 MPa，水平应力为9.18 MPa，位移与围岩应力均较小，符合锚固承载体支护要求，证明支护设计满足生产需要。。

3）工程试验表明斜沟煤矿优化支护后将锚杆长度调整为2.5 m，支护间排距改为800 mm×800 mm可以满足日常需求。