潘二礦11123工作面回采巷道支護參數(shù)優(yōu)化設計研究

方恩才

(淮河能源控股集團 煤炭開采國家工程技術研究院，安徽 淮南 232001)

回采巷道受采煤工作面回采動壓影響，工作面超前應力集中區(qū)域巷道頂?shù)装鍓毫Υ?，維護困難[1]。隨著煤炭開采深度逐年加深，深部煤炭開采圍巖受“三高一擾動”影響，圍巖變形量大，破壞嚴重[2]。隨著工作面開采綜合機械化程度的提高，工作面回采推進速度加快，回采巷道的變形控制優(yōu)劣直接影響工作面通風、運料系統(tǒng)是否暢通，采煤工作面的安全高效回采有較大影響[3]。

相關學者對采煤工作面回采巷道的變形破壞規(guī)律及支護設計進行了大量研究。董方庭等[4]提出巷道圍巖松動圈失穩(wěn)破壞規(guī)律，對深部地層巷道圍巖松動圈開展預分類研究；張農等[5]建立了擠壓“梁”模型進行回采巷道圍巖頂板“零位移點”的存在及零位移點以上向上運動、零位移點以下向下運動，通過現(xiàn)場實測證明了零位移點的真實存在。薛亞東等[6]采用相似模型試驗的方法，基于對回采巷道圍巖結構變形破壞機制的研究，得出不同圍巖結構巷道圍巖的受力變形形式。韋四江等[7]采用FLAC3D數(shù)值模擬方法分析高強錨桿、錨索協(xié)調支護技術在巷道掘進、回采不同時段的動壓作用下的巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。趙旭峰等[8]以薄煤層群聯(lián)合開采為背景，建立回采巷道外錯式布置圍巖破碎的力學模型，并確定聯(lián)合開采上下分層工作面回采巷道水平距離。郝登云等[9]針對孫家溝煤礦特厚煤層放頂煤工作面13311回風巷嚴重的冒頂、兩幫內擠和底鼓等變形破壞現(xiàn)象，采用現(xiàn)場實測、理論分析及數(shù)值模擬等研究方法，探討了回采巷道失穩(wěn)機理及主要影響因素。任建慧[10]針對布爾臺煤礦42107工作面輔運巷受采動影響礦壓顯現(xiàn)劇烈等問題，得到了采動影響下回采巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，構建了采動影響下巷道圍巖受力力學模型，并揭示了采動影響下回采巷道圍巖應力影響因素及作用機制。綜上可以看出，回采巷道受掘進擾動及工作面采動作用，控制巷道變形難度大。

本文依托淮南礦區(qū)潘二煤礦工程背景，通過工程類比及數(shù)值計算方法優(yōu)化巷道支護參數(shù)，考慮回采巷道受超前集中應力影響下的巷道圍巖變形規(guī)律，依據巷道支護設計原理，充分考慮巷道使用和變形要求，引入全長錨固支護工藝優(yōu)化支護參數(shù)設計，提高支護效果，確保工作面回采巷道安全高效運行。

1 工程概況

潘二礦11123工作面位于一水平東一采區(qū)，東起東一A組煤采區(qū)上山，北沿11223軌順沿空掘進。上覆11124工作面已回采，下伏1號煤無采掘活動。工作面標高為-457.1～-497.5 m，傾向長度220 m。可采走向長1 345 m；煤層平均厚度5.5 m，傾角5～15°，一次采全高工藝。11123工作面回采3號煤層，3煤為黑色粉末狀，以亮煤為主，局部含平均0.8 m厚的泥巖夾矸。工作面回采范圍內斷層67條，斷層最大落差9 m，其中落差大于等于2 m的斷層20條。受煤層層間滑動及斷層的影響，煤層走向、傾向和厚度均有一定的變化。工作面回采巷道頂、底板巖性概況如表1所示。

表1 潘二礦11123工作面回采巷道頂?shù)装鍘r性概況

回采巷道頂板中老頂與直接頂分別為砂質泥巖、泥巖，其抗壓強度分別為36.97 MPa、21.43 MPa；直接底為砂質泥巖，抗壓強度為45.6 MPa?？梢娀夭上锏理敯鍘r層巖性強度較弱。

2 巷道支護參數(shù)初步設計

采用工程類比法進行巷道支護參數(shù)初步設計。類比已回采11223工作面巷道，該巷道與11123工作面下順槽平面距離為180 m。兩巷道位于同一區(qū)域，巖性接近，因此可以作為本次設計巷道參數(shù)的參考對象。根據實際工程需要設計下巷道巷道凈寬×凈高=5.4 m×3 m，采用錨網索聯(lián)合支護方式，其中錨桿采用MG400型D22 mm×2 500 mm螺紋鋼錨桿，間排距為850 mm×850 mm。錨桿采用1支K2550樹脂錨固劑錨固；錨索材料為119股高強度低松弛預應力鋼絞線，其抗拉強度1 860 MPa，極限破斷拉力不低于583 kN。錨索D21.8 mm，長6 500 mm，間排距為1 000 mm×1 600 mm，4-4布置并采用2支K2550樹脂錨固劑錨固。菱形金屬網規(guī)格為頂部1 100 mm×5 800 mm，幫部1 100 mm×2 300 mm。局部地段受斷層影響，采用架29U型棚支護。巷道凈寬×凈高=5.4 m×3.0 m，棚距700 mm；鋼筋背板為D10 mm×610 mm×800 mm。11233工作面下順槽的礦壓觀測表明，巷道受工作面采動影響圍巖變形量大，需要對其支護參數(shù)進一步優(yōu)化。

3 回采巷道支護參數(shù)設計優(yōu)化

3.1 回采巷道受工作面動壓影響分析

工作面回采期間，巷道頂板受到地層重力及煤層回采產生的超前支承壓力作用。通常支承壓力是采空區(qū)覆巖移動及破斷后應力重新分布造成的。潘二礦11123工作面上覆巖層的組成復雜，圍巖強度較軟，回采巷道受超前支承壓力作用影響范圍廣，應力集中系數(shù)大。針對潘二煤礦11233工作面下順槽采用FLAC3D軟件對巷道現(xiàn)有支護方案進行模擬優(yōu)化。本次模擬主要針對回采巷道圍巖變形及支護參數(shù)進行研究，模型中將工作面超前集中應力作為圍巖應力環(huán)境進行考慮，建立模型尺寸長×寬×高=60 m×50 m×50 m，矩形巷道寬度×高度=5.4 m×3.0 m，使用Mohr-Coulomb模型作為圍巖本構關系。三維模型邊界條件設置為：側面四周采用固定水平位移邊界，底部采用固定位豎向位移邊界，頂部為自由邊界，施加豎向地應力。根據地質勘探時地層巖石力學性質及地層應力測試結果給模型中各巖層附參數(shù)[10]。數(shù)值模型巖層屬性參數(shù)見表2。模型中選取1.0、1.5、2.0、2.5應力集中系數(shù)進行圍巖應力施加，計算結果如圖1所示。

表2 數(shù)值模型巖層屬性參數(shù)

圖1 不同應力水平環(huán)境下的回采巷道頂?shù)装逦灰屏繄D

由圖1可以看出，11123工作面回采巷道在相同支護條件下，巷道處于不同圍巖的環(huán)境中，巷道圍巖頂?shù)鬃冃瘟坎町愝^大。隨著應力環(huán)境增高，相對地層原始應力12.5 MPa，應力集中系數(shù)為1.5、2.0、2.5時，頂板下沉量分別為238.7 mm、380.8 mm、561.7 mm；底鼓量分別為328.8 mm、547 mm、827 mm?？梢姰斍爸ёo參數(shù)下，回采巷道未受采動影響時圍巖頂?shù)装遄冃瘟繛?02.6 mm，巷道斷面收斂10.08%；當回采巷道受超前應力集中影響為正常值的1.5倍時，巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?67.5 mm，巷道斷面收斂提高9.89%；隨著回采巷道進入采動影響劇烈區(qū)域，應力集中程度達到2.5倍時，巷道斷面收斂高達46.29%，較大的收斂量使得回采巷道難以保證通風及運料的正常進行。為使回采巷道通風、運料正常，常采用巷道臥底、刷幫工藝擴大巷道斷面，巨大的施工量使得現(xiàn)場工人勞動強度激增。因此需要合理優(yōu)化現(xiàn)有支護參數(shù)以減少回采巷道受到的采動影響。

3.2 巷道圍巖全長錨固支護優(yōu)化設計

錨桿全長錨固有別于端頭錨固，通常當錨固長度大于錨桿長度的90%時稱為全長錨固。全長錨固錨桿和圍巖能夠更加有效地粘結，使得巷道淺部圍巖穩(wěn)定性增加?；夭上锏酪话銥槊簩酉锏溃锏缼筒繛槊后w，圍巖變形量大，使用全長錨固支護可以提供更好的支護效果。因此引入全長錨固工藝對11123工作面上巷道進行支護參數(shù)優(yōu)化，將原有端頭錨固優(yōu)化為全長錨固。錨桿采用D22 mm×2 500 mm，支護間排距優(yōu)化為800 mm×800 mm、850 mm×850 mm及900 mm×900 mm三種支護形式并配合錨索進行支護，采用FLAC3D對三種支護參數(shù)進行計算，計算結果如表3所示。

表3 巷道頂、底板位移量統(tǒng)計

綜上可以看出，全長錨固支護技術的支護效果更優(yōu)，證明在回采巷道中使用全長錨固優(yōu)于端頭錨固。方案1在原有支護參數(shù)基礎上運用全長錨固+錨索支護方式，并優(yōu)化了支護間排距，支護效果良好。然而在回采巷道受超前集中應力影響劇烈區(qū)，巷道變形仍偏大，因此需要對該區(qū)域進行頂板臨時支護措施。

3.3 回采巷道應力集中區(qū)頂板管理技術

3.3.1 錨網索支護巷道

1) 采取挑棚加強支護。上巷道在未使用超前掩護液壓支架前，距工作面煤壁0～20 m范圍內支設兩排走向挑棚，距煤壁20～30 m范圍內支設1排走向挑棚；下巷道距工作面煤壁0～20 m范圍內支設兩排走向挑棚，距煤壁20～40 m范圍內支設1排走向挑棚。

2) 挑棚使用單體配合4.5 m長礦11號工字鋼梁支設。一梁四柱，柱距均勻。若巷道壓力顯現(xiàn)強烈，頂板破碎，可增加1排挑棚，除密集支柱和端頭大棚支柱外，所有支柱須穿鐵鞋。

3) 挑棚要架設正規(guī)，成一條直線，單體迎山有勁，支柱應支到實底，活柱行程不低于200 mm，不得超高使用，三用閥不得正對人行道，初撐力不小于90 kN。工字鋼梁續(xù)接間距不大于300 mm。當錨網巷道變形嚴重，頂板壓力明顯增大時，在上述支護方式基礎上加密單體支柱、增加挑棚排數(shù)或增加超前支護范圍。

3.3.2 U型棚支護巷道

1) 采取錨索梁配合挑棚加強支護?；夭上锏乐芯喙ぷ髅婷罕?～10 m范圍內至少使用兩排錨索梁進行加強支護；距煤壁10～20 m范圍內，使用單排錨索梁進行加強支護。同時上下巷道在0～20 m范圍內至少支設1排走向挑棚。

2) 錨索梁支護為4.5 m長礦用11號工字鋼配合不少于4根D21.8 mm×6 500 mm錨索走向布置，錨索間距均勻。挑棚使用單體配合4.5 m長11號工字鋼梁支設。一梁四柱，柱距均勻。

3) 巷道壓力較大地點，在錨索梁下方增加單體點柱(一梁三柱)進行支護。局部壓力大的地點可視現(xiàn)場情況增加1排工字鋼挑棚或增加超前支護范圍。如頂板破碎，錨索無法施工時，可改為工字鋼挑棚支護，使用4.5 m工字鋼挑棚“一梁四柱”支設。

4 工程應用及監(jiān)測

潘二礦11123工作面上巷道圍巖支護工程中，采用錨網索支護形式，其中錨桿采用全長錨固形式，為及時客觀地評價巷道在回采期間的支護效果，為設計參數(shù)、施工工藝的合理性和巷道加強支護進行動態(tài)管理提供科學依據，通過監(jiān)測巷道圍巖表面位移對回采巷道進行礦壓監(jiān)測。在距離工作面煤壁300 m處的回采巷道中開始設第一測站，依次每間隔220 m設1個測站，總共設置3個測站。測站3處巷道表面位移監(jiān)測結果如圖2所示。

由圖2可見，測站3處巷道圍巖頂?shù)装咫S著采煤工作面的推近變形量逐漸增大。當鄰近采煤工作面115 m時，巷道圍巖變形速率增大。圍巖頂?shù)装遄冃瘟孔畲鬄?34 mm，經簡單修護，可滿足工作面通風、運料需求。

圖2 巷道圍巖頂?shù)装逡平繄D

5 結 語

1) 以淮南礦區(qū)潘二礦11123工作面回采巷道為工程背景，采用工程類比與數(shù)值模擬相結合的研究方法優(yōu)化巷道支護參數(shù)。研究巷道圍巖在不同應力環(huán)境下的巷道變形量，得出當應力集中程度達到2.5倍時，巷道斷面收斂高達46.29%，較大的收斂量使得巷道難以維持通風、運料系統(tǒng)的正常運行。

2) 采用全長錨固支護工藝優(yōu)化巷道原有支護參數(shù)，選取最佳支護方式全長錨固+錨索支護方式，錨桿采用D22 mm×2 500 mm，支護間排距優(yōu)化為800 mm×800 mm；并提出了回采巷道超前應力集中區(qū)頂板管理技術，為類似地層回采巷道支護參數(shù)設計提供技術參考。