近距离下煤层轨道顺槽锚网支护设计

李小利

(山西中新小梁沟煤业有限责任公司,山西 大同 037002)

根据陈家沟煤矿煤层赋存埋深多变，加之该矿10#煤层属近距离煤层开采，其中上部9#煤层已经回采完毕，对10#煤层顶板造成了一定的破坏，导致10#煤回采巷道支护成为支护难题。本文通过数值模拟试验，分析了轨道顺槽在掘进和工作面采动影响下的围岩变形量、顶底板移近量、屈服破坏面积等规律，给出了相对合理的支护设计并结合。现场观测结果，确定此支护设计合理，支护效果明显。

1 工程条件分析

1.1 工程地质条件概况

井田位于鄂尔多斯聚煤盆地东缘的河东煤田中段东边缘。井田大部分被黄土覆盖，基岩零星出露。井田内发育的地层由老至新有：奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组，上第三系上新统，第四系中上更新统的地层。该井田总体有1条单斜构造，在此基础上发育次一级的宽缓褶曲，地层倾角2°～8°。4#煤层中部发现1条长约850 m，南北向展布的煤层冲刷带，井田内未发现断层及陷落柱。在生产中，应注意隐伏断层和陷落柱，以防透水事故的发生。井田内未发现有岩浆岩侵入，构造为简单类型。

1.2 煤层顶底板情况

陈家沟煤矿10#煤层位于太原组下部，上距9#煤层3.45～9.60 m，平均5.32 m，其顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，煤层厚度1.55～3.00 m，平均2.17 m，含0～3层夹矸，结构简单一复杂，为稳定的全区可采煤层。

1.3 工程概况

10#煤层轨道顺槽断面尺度：4 m×3.5 m，其中10#煤层上部9#煤层现已全部回采完毕，由于9#煤层回采巷道保护煤柱的影响，导致9#煤层回采巷道围岩变形严重，给安全生产带来了一定的影响。因此，这种特殊条件下回采巷道支护参数的确定成了亟待解决的问题。

2 数值模型

2.1 支护参数

根据现场地应力情况、煤层开采状况及理论计算确定10#煤层轨道顺槽锚网支护参数。顶锚杆用d20 mm×2 500 mm的高强度螺纹钢锚杆，间排距900 mm×1 000 mm，帮锚杆用d20 mm×2 200 mm高强螺纹钢锚杆，间排距950 mm×1 000 mm；锚索用d17.8 mm×8 200 mm的高弹性低松弛度钢绞线，间排距1 800 mm×3 000 mm。设计方案见图1。

图1 轨道顺槽支护设计示意图

2.2 煤层参数

根据陈家沟煤层井田内钻孔资料、煤层综合柱状图及实验室物理参数测定结果，对数值模型赋相应的物理参数。

2.3 模型的建立

工作面轨道顺槽计算模型见图2。

图2 轨道顺槽计算模型图

10#煤轨道顺槽沿10#煤层底板掘进，断面尺寸：宽×高=4 m×3.5 m，由于对称性，各模拟回采工作面长度的一半分别取75 m和85 m，在轨道顺槽的另一侧为实体煤，取30 m；则模型宽度为115 m。模拟9#煤厚1.12 m，10#煤厚4.23 m，9#煤顶板42 m，9#煤和10#煤之间夹层厚5.32 m，底板21.94 m，则模型高度74.7 m。模拟工作面推进长度240 m，则模型的长×宽×高=115 m×240 m×74.79 m。模型的4个侧面为固定位移边界，限制水平垂直位移[1-2]。考虑煤层埋深分别为200 m、300 m、400 m和500 m四种情况下的围岩稳定性。煤层覆岩重力按照均布荷载施加在模型上部边界。模拟时，先开挖9#煤层回采巷道，再开采9#煤层工作面，之后先开挖10#轨道顺槽，然后开采10#煤层工作面，同时在轨道顺槽距工作面煤壁前方120 m处断面上，沿巷道顶底板中央、两帮腰线处和锚杆锚索锚固高度位置布置位移测点，记录工作面顺槽掘进、工作面回采过程中顶底板、两帮位移的变化规律[3-4]。

3 模拟结果分析

3.1 掘进期间围岩移近量

掘进期间工作面轨道顺槽在不同埋深时顶底板、两帮移近量见图3。

图3 轨道顺槽围岩移近量随埋深的变化

由图3可以看出，随着埋深的逐渐增加，围岩移近量也在不断加大，在埋深500 m条件下，工作面掘进期间，轨道顺槽的顶底板移近量为90.56 mm，两帮移近量为112.95 mm，围岩移近量相对较小，表明在顺槽掘进期间围岩是稳定的。

3.2 采动对围岩移近量的影响

不同埋深10#煤轨道顺槽测点处顶底板、两帮移近量随工作面推进的变化计算结果曲线见图4，5。

图4 测点顶底板移近量随工作面推进变化示意图

图5 测点两帮移近量随工作面推进变化示意图

由图4,5可以看出，随着埋深的逐步增加，顶底板、两帮移近量也在增大，符合基本规律，在超前工作面30～120 m围岩移近量基本没有改变，直到超前工作面30范围之内，顶底板、两帮移近量才逐渐增加。因此，应对轨道顺槽超前30 m范围内加强支护。在整个工作面推进过程中，锚固范围内顶板、两帮移近量较小，说明本支护设计合理、有效。

3.3 采动对巷道屈服破坏特征

埋深400 m超前工作面煤壁不同距离处轨道顺槽围岩屈服破坏单元分布及锚杆锚索轴力图见图6。

由图6可以看出，随距离工作面的距离逐渐缩短，巷道围岩屈服破坏范围也在不断扩大。120～30 m范围内，巷道屈服破坏范围变化不明显；超前工作30 m范围内工作面一帮的屈服破坏区域明显增加;其中工作面右帮破坏区域明显增大。因此，在工作面开采过程中应加大工作面右帮的支护。从整体屈服破坏面积来看，在此支护条件下，巷道破坏范围较小，巷道整体处于稳定状态。

4 工程实践

现场对10#煤轨道顺槽围岩移近量进行了观测，观测结果显示，顶板最大移近量为53 mm，最小移近量为15 mm；两帮移近量最大为63 mm，最小移近量为18 mm，其中顺槽右帮移近量大于左帮。根据现场观测，证明巷道在整个工作面采动过程中稳定、安全、可靠。

a) 120 m b) 4 mm

c) 20 m d) 10 mm

5 结 语

以陈家沟煤矿近距离下10#煤轨道顺槽支护设计为背景，通过数值模拟试验得知，在10#煤工作面开采工程中要在工作面前方30 m范围内加强支护；加强巷道右帮的检测和支护。由此方法确定的支护方案，在现场得到应用，结果表明，巷道在工作面开采过程中围岩移近量小，整体稳定。

参 考 文 献

[1]牛鹏飞,邢险峰,杨永康，等.云泉9#煤回风大巷锚网支护设计研究[J].山西煤炭,2013,33(07):40-44.

[2]康天合，郜进海，潘永前.薄层状碎裂顶板综采切眼锚固参数与锚固效果[J].岩石力学与上程学报,2004，23(12):30-35.

[3]康红普.煤矿深部巷道锚杆支护理论与技术研究新进展[J].煤矿支护,2007(2):1-8.

[4]康红普,林 健,吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J].煤炭学报,2009，34(9):53-56.