晋普山煤矿孤岛工作面锚杆支护技术研究

王宇鹏，宋刚

（中煤邯郸设计工程有限责任公司，河北邯郸 056031）

晋普山煤矿孤岛工作面锚杆支护技术研究

王宇鹏，宋刚

（中煤邯郸设计工程有限责任公司，河北邯郸 056031）

针对晋普山煤矿10504孤岛工作面安全回采问题，基于晋普山煤矿3号煤巷道的地质力学条件，运用FLAC3D对该工作面运输巷的围岩稳定性及受采动影响规律进行了系统的研究，确定了工作面运输巷的支护参数。通过对运输巷的综合监测，顶底板和两帮移近量得到了有效的控制，验证了该支护系统的科学性、合理性，确保了巷道支护的可靠性，保证了矿井的生产安全。

数值模拟；孤岛工作面；巷道支护；锚杆支护

孤岛工作面采场矿压显现有其特殊性，煤体破碎、矿压显现剧烈、支护难度大是孤岛工作面的主要特征。若支护设计不当，极易造成工作面巷道变形严重，对安全生产造成极大影响。为探索孤岛工作面矿压显现规律，国内外学者进行了大量研究[1-3]。

晋普山煤矿10504工作面为孤岛工作面，矿山压力显现特征与非孤岛工作面有很大区别，采用传统金属支架支护不能满足孤岛工作面的支护效果，需充分调动围岩的自身承载能力，采用锚杆支护方式[4-8]。

1 工作面概况

10504工作面位于主采3号煤的105采区西翼。10504工作面以北为10506工作面，以南为10502工作面，以东为北回风、北大巷保护煤柱，以西为10516已采工作面。工作面地面位于张村东北约1 000 m的丘陵地带，地表为耕地及荒山。地面标高为+925～+975 m，工作面巷道开口位置位于+740 m水平，煤层埋藏深度为185～235 m。工作面煤层平均厚4.0 m，煤层直接顶板为泥岩，直接底为砂质泥岩。10504工作面位置示意图，见图1。

10504工作面采用双巷布置方式，即在工作面两端分别布置一条工作面回风巷和工作面运输巷。巷道均沿着煤层顶板掘进，西北方向布置回采工作面，工作面长170 m，推进长度500 m。工作面运输巷断面形式为矩形，巷道掘进断面宽为4.2 m，高为2.5 m，铺设带式输送机和轨道；工作面回风巷断面形式为矩形，巷道掘进断面宽为4.2 m，高为2.5 m，铺设轨道。

2 煤层顶底板物理力学性质

1）3号煤平均厚4.0 m，单轴抗压强度为5.34 MPa，抗拉强度为0.56 MPa，抗剪强度为2.70 MPa，泊松比为0.18，弹性模量为802 MPa，内聚力为1.67 MPa，内摩擦角为24°，属于软煤。

2）3号煤直接顶板泥岩厚3.0 m，单轴抗压强度为13.65 MPa，抗拉强度为0.875 MPa，抗剪强度为1.835 MPa，泊松比为0.25，弹性模量为1 129 MPa，内聚力为3.66 MPa，内摩擦角为26°，属于较软岩层。

3）3号煤老顶中粒砂岩厚12 m，单轴抗压强度为78.04 MPa，抗拉强度为4.3 MPa，抗剪强度为20.79 MPa，泊松比为0.36，弹性模量为8 852 MPa，内聚力为15.11 MPa，内摩擦角为33°，属于坚硬岩层。

4）3号煤底板砂质泥岩厚3.2 m，单轴抗压强度为10.55 MPa，抗拉强度为1.225 MPa，抗剪强度为2.0 MPa，泊松比为0.22，弹性模量为3 682 MPa，内聚力为5.03 MPa，内摩擦角为27°，属于较软岩层。

3 巷道的数值模拟分析

3.1 数值模拟模型设计

模拟方法采用美国大型岩土工程计算软件FLAC3D（Fast Lagrangian Analysis of Continua in 3 Dimensions），弹塑性材料模型。运用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏。

根据原煤炭工业部发布的《我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》，得到采深在180～235 m范围内，煤柱尺寸为20 m时，工作面巷道为Ⅳ类不稳定围岩。根据煤巷锚杆支护技术规范推荐的Ⅳ类巷道锚杆支护基本形式为：锚杆+W钢带+网，或增加锚索；桁架+网，或增加锚索。推荐的顶板支护主要参数为：全长锚固，杆体直径16～22 mm，杆体长度1.6～2.4 m，间排距0.6～1.0 m。根据推荐的支护方式，初步确定工作面运输巷支护参数：锚杆直径20 mm，长2 200 mm，间排距800 mm；锚索直径17.8 mm，长7 300 mm，间排距1 600 mm。

工作面运输巷计算模型，见图2。运输巷为矩形断面，沿3号煤层顶板掘进，掘进断面尺寸为宽x 高=4.2 mx2.5 m。模型取回采工作面一侧60 m。运输巷的另一侧为煤柱和采空区，取50 m，其中煤柱宽为20 m；则模型宽度为114.2 m。模拟3号煤厚4 m，顶板厚46.26 m，底板厚24.2 m，则模型高度为74.46 m。模型沿工作面推进长度取200 m，则模型的长x宽x高=200 mx114.2 mx74.46 m。模型的四个侧面为位移边界，限制水平位移；底部为固定边界，限制水平位移和垂直位移。模型划分为204 200个单元，220 122个节点。考虑煤层埋深在235 m的围岩稳定性。上覆岩层的重力，按均布荷载施加在模型的上部边界。模拟时，先开挖运输巷，然后进行工作面回采，同时在运输巷距工作面煤壁前方100 m处断面上沿巷道顶底板中点、两帮腰线处以及锚杆锚索锚固高度位置布置应力和位移测点，记录工作面推进过程中巷道围岩应力和位移的变化。

3.2 模拟过程及结果

建好模型后，计算初始应力场至平衡，逐一开挖各条巷道，开挖后立即采用相应的支护方式进行支护，计算至平衡后，读取采动影响前的围岩变形量。然后模拟工作面的推进，以记录工作面推进距离对巷道围岩稳定性的影响。同时考虑采空区已冒落矸石对上覆岩层的支承作用，采用具有一定碎胀系数和物理力学特征的弹性材料充填工作面后方一定距离外的采空区。在整个模拟运算过程中始终监测各条巷道关键层位的变形情况，记录并存储每一步运算结果。

工作面运输巷顶底板、两帮移近量和锚杆、锚索锚固范围内顶板离层值随测点至工作面煤壁距离变化的计算结果，如表1和表2所示。图3为超前工作面煤壁不同距离处运输巷围岩屈服单元分布图。

从表1和表2中可以看出，受本工作面采动影响，顶底板、两帮移近量在0～50 m的范围内明显增加，顶底板移近量增加29.8 mm，两帮移近量增加7.8 mm，锚杆、锚索锚固范围顶板离层量在0～50 m的范围内变小，说明上覆岩层下沉量增加但支护系统仍处于良好的承载状态。

4 支护设计

经过数值模拟分析，确定晋普山10504工作面运输巷采用树脂锚固锚杆支护系统，并且进行锚索补强。

运输巷断面为矩形断面，掘进断面宽x高= 4 200 mmx2 500 mm，断面积S=10.5 m2。基本支护方式：锚杆+金属网；加强支护方式：快速承载预应力锚索。运输巷支护设计图，见图4。

1）顶板支护。顶板锚杆材料为HRB400型高强螺纹钢(25MnSi)。顶板锚杆直径，20 mm。顶板锚杆长度，L=2 200 mm。顶板锚杆排距B=800 mm。顶板锚杆间距D=900 mm，边锚杆距巷帮300 mm，并要求向巷帮侧倾斜20°。每排布置5根顶板锚杆。顶板锚杆锚固剂：每孔使用K2335型树脂锚固剂1卷，Z2360型树脂锚固剂2卷。顶板锚杆托板为150 mmx150 mmx10 mm铁托板。顶板网采用6 mm的HPB235钢筋制作，网孔规格为100 mmx100 mm，网片搭接长度为100 mm。顶板锚索材料：7股1860级钢绞线。顶板锚索直径17.8 mm。顶板锚索长度L=7 300 mm，钻孔深度7 000 mm，外露300 mm。锚索排距与间距：每排2根，间距1 800 mm，距巷帮1 200 mm，排距1 600 mm，锚索垂直顶板岩面。顶板锚索锚固剂：每孔使用K2335型树脂锚固剂1卷，Z2360型树脂锚固剂3卷。顶板锚索托板：长x宽x厚=300 mmx300 mmx15 mm铁托板。

2）巷帮支护。帮锚杆材料：玻璃钢杆体。帮锚杆直径20 mm。帮锚杆长度L=2 000 mm，钻孔深度1 900 mm。帮锚杆排距800 mm。帮锚杆间距D= 800 mm，上部锚杆距顶板400 mm，并向上倾斜20°；下部锚杆距底板500 mm，并向下倾斜20°。帮网：用6 mm的HPB235钢筋制作，网孔规格为100 mmx100 mm，网片搭接长度为100 mm。帮锚杆托板：150 mmx150 mmx10 mm铁托板。帮锚杆锚固剂：每孔使用K2335型和Z2360型树脂锚固剂各1卷。在非回采煤壁侧帮锚杆可选用18 mm、L= 2 000 mm的HRB335型螺纹钢锚杆。

5 结束语

1）基于晋普山煤矿3号煤巷道的地质力学条件，运用FLAC3D对10504工作面运输巷在锚固状态下的围岩稳定性及受采动影响规律进行了系统的研究，确定了工作面运输巷的支护参数。

2）工作面运输巷采用的支护形式均较好的控制了围岩松动圈的发展，锚索都深入到了稳定围岩中，并起到了较好的悬吊作用。巷道围岩的强度得到了加强。

3）工作面运输巷在采动期间，超前工作面50 m顶底板和两帮移近量明显增加，此时应对运输巷进行超前加强支护。

4）通过对运输巷的综合监测，顶底板和两帮移近量得到了有效的控制，验证了该支护系统的科学性、合理性，确保了巷道支护的可靠性，保证了矿井的生产安全。

5）通过对孤岛工作面回采巷道支护形式及回采期间巷道变形规律的研究，对孤岛工作面巷道支护有了更深刻的认识，可为以后此类巷道支护提供借鉴意义。

[1]秦忠诚，王同旭.深井孤岛综放工作面跨采软岩巷道合理支护技术[J].煤炭科学技术，2003，32(5):7-10.

[2]刘长友，黄炳香，孟祥军，等.超长孤岛综放工作面支承压力分布规律研究[J].岩石力学与工程学报，2007，26(S1)：2761-2766.

[3]马庆云，钟道昌.采场支承压力分布及发展规律的研究[J].煤，1996，5(1):12-15.

[4]康红普，王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.

[5]张农，高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报，2004，33(5):524-527.

[6]康红普，姜铁明，高富强.预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报，2007，32(7):673-678.

[7]何满潮，袁和生.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京：科学出版社，2004.

[8]康红普，姜铁明，高富强.预应力锚杆支护参数的设计[J].煤炭学报，2008，33(7):721-726.

Bolt Supporting Technology on Island Mining Face in Jinpushan Mine

WANG Yupeng，SONG Gang
(Handan Design Engineering ChinaCoal Co.，Ltd.，Handan 056031，China)

To realize the safe mining of the No.10504 island mining face，FLAC3Dwas used to study the stability of surrounding rock of transportation roadway and mining influence to determine supporting parameters based on the geomechanics of No.3 roadway in Jinpushan mine.By the integrated monitoring，the effective control of roof-floor and two-side deformation has been achieved.The study verified the rationality and reliability of the supporting system，which could ensure the safety production of the mine.

numerical simulation;island mining face;roadway support;bolt support

TD353.6

A

1672-5050（2015）02-0043-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.02.014

（编辑：薄小玲）

2015-01-20

王宇鹏（1985-），男，内蒙古通辽人，大学本科，助理工程师，从事矿井设计工作。