店坪煤矿9-204正巷返修工程实践

（霍州煤电吕梁山公司，山西 方山 033100）

1 工程概况

霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司方山店坪煤矿9-204综采工作面位于830水平二采区左翼，工作面开采标高为+828～+930m，工作面东翼为井田边界，西翼与830水平开拓大巷相通，南翼与9-206工作面相邻，北翼与9-202工作面相邻（正在回采），平面位置见图1。9-204工作面开采9#煤层，9#煤层位于太原组中部，条痕为黑色，玻璃光泽，硬度系数为1.0，砂质泥岩顶板硬度系数为1.48。9-204工作面所采区域内煤体结构较稳定，含有二到四层夹矸，夹矸为砂质泥岩，夹矸总厚度为0.25～0.35 m。煤层厚度较稳定，工作面揭露煤层厚度为2.6～3.6m，均厚3.1 m。9-204布置两条回采巷道（正巷、副巷），9-204正巷为工作面运煤、进风巷，临近9-202工作面，区段煤柱宽度为10m，巷道沿9#煤层底板掘进，顶底板岩性见表1。9-204工作面掘进期间揭露25条正断层，其中断层F341、F346、F360、F362附近出现少量淋头水，呈线状，断层F341、F346、F360揭露4～6天后淋头水逐渐减少至无水。巷道掘进期间围岩整体较稳定，但9-202工作面回采期间，9-204正巷围岩破坏严重。

图1 9-204工作面采掘工程平面

表1 顶底板岩性特征

2 9-204正巷破坏现状

2.1 原有支护

9-204正巷为矩形断面，巷道毛宽4.7m，净宽4.5m，毛高3.1m，净高3.0 m。巷道顶板原支护采用锚网梁+锚索联合支护，选用Φ20 mm×2200 mm左旋螺纹钢高强锚杆，“五·五”布置，间排距为1000 mm×1000 mm，选用Φ18.9 mm×6200 mm锚索，“三·三”布置，锚索间距1800 mm，距帮550 mm，排距2000 mm；巷帮采用锚网梁联合支护，选用Φ18 mm×2000 mm 锚杆，“四·四”布置，间排距为1000 mm×1000 mm，最上端锚杆距离顶板300 mm处施工。顶板和两帮锚杆间的钢筋梯子梁采用直径6.5 mm的圆钢焊制，金属网均为10#铁丝编制的菱形网，网孔边长为50 mm。顶板锚杆采用一支CK2355（孔底）和K2355（孔口）树脂锚固剂加长锚固，锚固力要求不低于100 kN，帮锚杆采用一支CK2355树脂药卷，锚固力不低于50 kN，顶板锚索采用一支CK2355（孔底）树脂药卷和两支K2355（孔口）树脂药卷，锚固力不低于250 kN。

2.2 9-204正巷破坏特征

9-204正巷成巷后，在9-202工作面回采期间，巷道围岩失稳破坏严重，见图2。由图2可以看出，巷道顶板整体下沉严重，底板中部底鼓明显，两帮表面显著内移。经现场测试，顶板下沉量和帮部内移量为300 mm左右，底板底鼓量为800 mm左右，围岩主要破坏形式为底板底鼓，巷道顶板冒落高度达1.3m，两帮破碎垮落，原有支护锚杆、锚索普遍失效。

图2 9-204正巷破坏实况及素描图

3 返修支护方案设计

经调查，9-204正巷受到多个断层构造的影响，巷道围岩较破碎，原有支护失效后，顶板冒落高度达1.3m，可认为巷道松动圈厚度为1300 mm。根据围岩松动圈分类原则[1]，松动圈处于1000～1500 mm内（中松动圈），属于一般围岩（III类），可采用悬吊理论设计其支护参数，但考虑到临近工作面采动及断层构造的影响，本文将以一般不稳定围岩（IV类）来设计返修支护方案，并采用非弹性区理论和组合拱理论进行支护参数设计。支护范围为巷道开挖后的非弹性区，其非弹性区半径计算见式[2-3]（1）：

式中：P为地压，MPa；r0为巷道等效半径，m；C为围岩粘聚力，MPa；R0为非弹性区半径，m；φ为围岩内摩擦角，°；巷道断面为矩形条件下，等效圆半径计算见式（2）：

式中：a为巷道宽度的1/2，m；h为巷道高度，m。

9-204工作面埋深约为230m，上覆岩层平均容重取2.48 kN/m3，故地压为5.7MPa，巷道顶底板均为砂质泥岩，依据室内力学实验结果，其围岩的粘聚力为1.42MPa，内摩擦角为34°，9-204正巷扩刷后宽度为5.7m，a=2.85m，高度为3.7m，由式（2）计算得到巷道等效圆半径为3.4m，代入式（1）计算得到非弹性区半径为3.95 m。则顶板非弹性区深度a1为R0-0.5h=3.95-1.85=2.1m，两帮非弹性区深度a2为R0-a=3.95-2.85=1.1 m。

顶板冒落拱高度计算见式（3）：

式中：f为普氏系数，取1.48。

顶板锚杆承受载荷，见式（4）：

式中：K1为采动影响系数，取1.3；γ为上覆岩层容重，kN/m3；S为冒落拱内顶板岩层截面积，m2；D为顶板锚杆排距，：m。

根据式（3）计算得到冒落拱高度为1.95m，冒落拱包络线内顶板截面积为10.62 m2，顶板岩层容重为24.8 kN/m3，假设顶板锚杆排距为1.0m，则顶板锚杆承受的载荷为358.34 kN。

顶板锚杆锚固长度计算见式（5）：

式中：d为锚杆钻孔直径，m；τ为锚固剂与围岩粘结抗剪强度，MPa；m为富余系数，取1.1。

锚杆钻孔直径为28 mm，岩体与锚固剂的抗剪强度为6MPa，则顶板锚杆锚固长度L1=51 mm。顶板和帮部锚杆由锚固段、有效加固段及外露段组成，则顶帮锚杆计算见式（6）、式（7）：

由式（6）计算得顶板锚杆长度为2.71m，取2.8 m；帮部锚杆长度为1.71m，取2.0 m。

假设顶板锚杆间距为1.0 m（每排6根），单根顶板锚杆载荷为Q=358.34/6=59.72 kN，则顶板锚杆直径，见式（8）：

式中：σt为锚杆抗拉强度，MPa。

锚杆材料抗拉强度为600MPa，计算可得锚杆直径为20.3 mm，取22 mm；采用同样原理计算得到帮部锚杆直径为18.2 mm，取20 mm。

锚杆间排距理论计算见式（9）：

式中：为锚杆间距，m；G为顶板锚杆锚固力，取100 kN。K为安全系数，取1.8。

由式（9）计算可得，顶板锚杆间排距为0.91m，为保证巷道稳定，取0.7 m。

图3 返修巷道支护平面布置

结合9-204正巷围岩破坏现状及上述理论计算的结果，设计返修期间支护方案：顶板选用Φ22 mm×2800 mm 左旋螺纹钢高强锚杆，间排距700 mm×700 mm；帮部采用锚网梁支护方式选用Φ20 mm×2000 mm锚杆，间排距700 mm×700 mm。顶板选用Φ21.8 mm×6300 mm锚索，间排距1400 mm×1400 mm，返修巷道支护情况见图3。

4 9-204正巷返修施工及效果验证

4.1 返修施工

9-204巷返修需对围岩进行扩刷，形成矩形断面后再进行支护，围岩扩刷可分为挑顶、扩帮、卧底三部分。

（1）挑顶施工：挑顶宽度5.7m，挑顶后巷道高度不小于3.7 m（根据顶板冒落情况调整），每次挑顶进尺0.8m，采用风镐进行扩刷，挑顶后立即进行顶板支护，锚杆锚固选用K2335和Z3537树脂药卷各一支，安装时锚杆锚固力不小于25 t，预紧力矩不小于200 N·m，锚杆锚固深度不小于2.75m，靠近两帮的锚杆向外侧倾斜20°，顶板锚杆配合BHW-300-5.2型钢带联合支护。顶板锚索锚固选用一支K2335和两支Z3537树脂药卷，锚固力不小于35 t，预应力不小于250 kN，锚索布置在两排锚杆之间，隔排布置。

（2）卧底方案：采用风镐进行全面卧底，遇到底板岩层较坚硬时，采用放松动炮破碎底板，通过人工将矸石铲运至皮带，卧底后巷道净高度不小于3.7 m。

（3）扩帮施工：扩帮采用风镐破除为主，扩刷后巷道宽度不小于5.7m，扩帮施工循环进尺不大于1.4m，扩刷须将表面清理干净后方能进行支护，锚杆锚固剂为一支K2335树脂药卷，锚固力不小于15 t，预紧力距不小于100 N·m。

4.2 效果监测

9-204正巷返修施工完成且9-204工作面正常投产后，采用“十字布点法”[4]监测得到9-204正巷表面位移变化规律见图4。9-204正巷返修后，顶板下沉量为21 mm，两帮移近量为25.5 mm。在9-204工作面回采期间，测点与工作面距离由220 m减小到60m，顶板下沉量增大为49 mm，两帮移近量增大为44 mm，巷道表面变形量平稳增加；受工作面超前支承压力的影响，当测点与工作面距离小于60 m后，巷道表面变形量急剧增大，顶板下沉量增大至87 mm，两帮移近量增大至79 mm，而当测点距工作面小于20 m以后，巷道变形量趋于稳定。综上可知，9-204正巷返修后，巷道围岩变形均控制在合理范围内，支护方式效果较好。

图4 运输顺槽围岩位移变化规律

5 结语

1）现场调研发现，9-204正巷受9-202工作面的采动影响，顶板下沉量和帮部内移量为300 mm左右，底板底鼓量为800 mm左右，围岩主要破坏形式为底板底鼓，巷道顶板冒落高度达1.3m，原有支护锚杆、锚索普遍失效。

2）通过理论计算，确定顶板选用Φ22 mm×2800 mm 左旋螺纹钢高强锚杆，间排距700 mm×700 mm；帮部采用锚网梁支护方式选用Φ20 mm×2000 mm 锚杆，间排距700 mm×700 mm。顶板选用Φ21.8 mm×6300 mm锚索，间排距1400 mm×1400 mm。

3）采用“十字布点法”对返修后的巷道围岩位移情况进行监测，顶板下沉量最大为87 mm，两帮移近量最大为79 mm，巷道围岩变形均控制在合理范围内。