某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选

李　强

(山西汾西矿业集团贺西煤矿)

某矿12302采煤工作面位于该矿所处井田北部、北翼三采区东侧，是三采区第4个回采工作面，整个工作面呈北偏东向、南偏西向布置。该工作面垂直深度为-592～-615 m，地质储量8.12 Mt，可采储量5.55 Mt。12302采煤工作面主采煤层为石炭—二叠系月门沟群太原组12下层煤，矿区内见煤点煤层厚1.2～1.92 m，平均1.6 m(含0.1～0.4 m厚夹矸)，属中厚煤层，结构中等，层位稳定，煤层厚度变化较小，煤类单一。12下煤层顶板为粉砂质泥岩、细砂岩，硬度系数f=4；煤层伪底板为泥岩，底板为第8层石灰岩，结构致密坚硬，厚约6.2 m，硬度系数f=6.5。本研究以该工作面沿空动压巷道(12306轨道巷)为例，结合实测成果对该巷道变形特征进行分析，针对原有支护方案存在的不足进行优化设计。

1　12306轨道巷支护结构及变形特征

1.1　巷道支护结构

12306轨道巷(图1)原采用锚网+钢筋梯作为永久支护，支护材料为φ18 mm×1 800 mm等强金属螺纹锚杆、树脂药卷以及菱形网，菱形网采用相互连扣的连接方式，用钢带压边，钢带采用2根φ12 mm圆钢焊接而成，纵向安装。顶板锚杆间排距为800 mm×900 mm，帮部锚杆间排距为800 mm×900 mm。顶板支护紧跟迎头，并在前探梁安全支护下及时打锚杆，锚杆距离迎头不大于900 mm，并及时凿掉浮矸。

图1　某矿12306轨道巷位置示意

1.2　巷道变形特征

1.2.1巷道支护结构破坏特征

通过现场考察发现，12306轨道巷在初期掘进过程中稳定性较好，随着12302工作面开采，受动压影响，围岩与支护体发生变形、破坏，甚至出现片帮问题。巷道支护结构破坏特征主要表现为：①受12302工作面回采的影响，巷道出现片帮现象，影响巷道正常使用，顶板受力不均匀，出现不同程度下沉；②支护体破坏较严重，顶板出现离层现象，锚杆末端外露，部分区域出现“网兜”现象，肩角及巷帮中部区域部分锚杆失效，帮部钢筋梯出现弯折现象[1-4]。

1.2.2巷道围岩破碎程度与支护结构分析

为了解在原有支护结构的作用下，受动压影响巷道围岩的破碎程度，本研究采用钻孔窥视仪对巷帮及顶底板煤岩体进行观测[5-8]。具体方案为在距离12302工作面煤壁前方20，40，60，80 m处12306轨道巷巷帮两侧及顶底板分别布置4 m深探测钻孔(观测点)(图2)，采用钻孔窥视仪对探测钻孔逐个进行探测，钻孔内每间隔0.2 m取1个记录点，并记录相应的观测数据。

图2　观测点布置示意

对钻孔窥视仪的探测数据(图3、图4)进行分析可知：

图3　1#观测点围岩破碎特征

(1)煤柱侧巷帮破坏深度大于实体煤侧，且煤体的破坏程度较大，煤壁前方20～60 m处巷帮煤体破碎深度逐渐减小。80 m处巷帮煤体破碎情况与60 m处基本一致，煤体破碎受采动影响较小，锚杆的初始支护强度不足，以致煤体破裂范围较大，此时两帮破碎深度已达1.8 m。

(2)顶底板岩体破坏深度与巷帮侧相似。煤壁前方20～40 m处岩体破碎深度呈减小趋势，80 m 处顶底板破碎程度与60 m处相似，即60～80 m区段内围岩受采动影响非常小。锚杆支护结构对顶板的控制效果不理想。

随着巷道围岩破碎程度逐渐增大，其承载能力不断降低[9-11]。合理有效的巷道支护体能够将巷道围岩维持在三轴受力状态，从而提高煤岩体的承载能力，将巷道破碎和围岩变形控制在正常生产可以接受的范围内[12-15]。通过对12306轨道巷围岩破坏特征进行监测分析，发现该巷道原有支护方案的不足有：①锚杆选型不合理，巷道两帮锚杆应用φ18 mm×1 800 mm等强度金属螺纹锚杆，未施加预紧力，锚杆实际作用长度小于巷帮破坏范围，无法有效发挥锚固作用；②锚杆支护密度需要优化，巷道两帮出现片帮现象，顶板出现“网兜”现象，因此有必要加大锚杆支护密度，加强巷帮及顶板的整体性；③钢筋梯安装角度不合理，钢筋梯作为支护体系的一部分，其与锚杆、锚网是互为影响的，在支护结构中，钢筋梯一般采用纵向安装方式，易与巷帮一并发生变形，同时也会影响锚杆的支护性能。

图4　2#观测点围岩破碎特征

2　12306轨道巷支护方案优选

2.1　支护方案设计

根据12306轨道巷现场监测结果以及动压巷道围岩变形的控制原则，在确保经济合理的情况下，本研究设计了如下3种巷道支护方案。

2.1.1方案Ⅰ

选用规格为φ22 mm×2 200 mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固，锚杆间排距为800 mm×800 mm；右帮锚杆全长锚固，锚杆间排距为600 mm×800 mm，靠近顶板位置的锚杆与水平成20°安装(图5)。

2.1.2方案Ⅱ

选用无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，锚杆规格为φ18 mm×1 800 mm，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固，锚杆间排距为800 mm×800 mm；右帮锚杆全长锚固，锚杆间排距为600 mm×800 mm，靠近顶板位置的锚杆与水平成20°安装；帮顶选用φ22 mm×4 000 mm注浆锚索，排距为2 000 mm×2 000 mm(图6)。

2.1.3方案Ⅲ

选用无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护，锚杆规格为φ22 mm×2 200 mm，顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固，锚杆间排距分别为800 mm×800 mm、1 400 mm× 800 mm；右帮锚杆全长锚固，锚杆间排距为800 mm×800 mm，靠近顶板位置的锚杆与水平成20°安装；帮顶选用φ22 mm×4 000 mm注浆锚索，排距为2 000 mm×2 000 mm(图7)。

图5　方案Ⅰ支护示意(单位：mm)

图6　方案Ⅱ支护示意(单位：mm)

图7　方案Ⅲ支护示意(单位：mm)

此外，上述3种方案中，托盘选用规格为1 500 mm× 1 500 mm×8 mm(长×宽×高)高强度托盘，其承载能力不低于锚杆杆体的极限破断力。顶板锚杆的预紧力应不小于20～30 kN，两帮锚杆设计锚固力为80 kN。为保证支护结构具有较高的耦合性以及煤体的整体性，将钢筋梯的安装方向变为横向，采用8#铁丝编织的菱形金属网配合钢筋梯使用。

2.2　支护方案优选

在12302工作面回采及12306工作面轨道巷掘进的复合作用下，采用上述3种支护方案后，12306轨道巷的位移变化数值模拟分析结果如图8所示。

图8　12306轨道巷位移变化特征

分析图8可知：采用3种支护方案时，12302工作面从12306轨巷前方70 m位置推进至其后方80 m 位置，巷道顶板下沉量相差较小；对于巷道两帮变形的控制效果，方案Ⅰ明显优于方案Ⅱ及方案Ⅲ。综合分析可知，方案Ⅰ对于12306轨道巷变形的控制效果优于方案Ⅱ、方案Ⅲ。

3　结　语

以某矿沿空动压巷道(12306轨道巷)为例，对该巷道的变形破坏特征及已有支护方案的不足进行了详细讨论，在此基础上设计了3种锚杆支护方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ)。通过数值模拟分析，认为方案Ⅰ对于巷道变形的控制效果较优，故而推荐采用该方案进行巷道支护施工。

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