开元煤矿15401进风巷支护方案优化及应用研究

吴杨生

（阳煤集团寿阳开元矿业有限公司，山西 阳泉045400）

1 工程概况

阳煤集团寿阳开元矿业有限责任公司前身为黄丹沟煤矿，2008年扩建后生产能力大3Mt/a，现阶段主要开采15#煤层，煤层厚度由北向南，由东向西逐渐变薄，15#煤厚度为4.78～2.58m，平均4.25m，含夹矸0～3层，岩性为泥岩，一般小于0.20m。15401工作面地面位于放马沟村以南、上峪村以西、石人沟村（已搬迁）的山梁沟谷地带，有部分树林分布。开元煤矿属于高瓦斯矿井，为满足通风要求，15401工作面布置四条回采巷道，如图1所示。15401工作面老顶为石灰岩，致密坚硬，均厚5.8m；直接顶为黑色泥岩，富含植物化石，强度较低，均厚6.8m；直接底为砂质泥岩，性脆，含大量植物根茎化石，均厚3.5m；老底为细粒砂岩，石英为主，其次长石，均厚4.6m。根据15#煤层综合地质资料，15401辅助进风巷掘进期间共需揭露4个陷落柱，规模分别为：X2（距开口24～89m，规模：146×78m）、X4（距开口108～169m，规模：56×26m）、X5（距开口248～359m，规模：67×40m）、X6（距开口451～689m，规模：96×34m）。

图1 巷道布置详情

2 原有支护体系及矿压特征

2.1 15401进风巷支护现状

15401进风巷采用矩形断面，巷道宽度为5.2m，高度3.0m，掘进采用锚网索联合支护，顶板采用杆体为BHRB500钢材的MSGLW500/18×2000高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为1000mm，每排6根，配合规格为BHW4-220-5000-1175-6的W型钢带护顶，锚杆安装时采用规格为MSK2335和MSZ2360树脂药卷各一支，锚固力不低于100kN。预紧力距不小于150N·m；顶板锚索采用Φ17.8-1×7-6300mm预应力钢绞线，间排距为2500×3000mm，每排两根，锚固剂为一支MSK2335和两支MSZ2360树脂药卷，锚固力要求不小于300kN，预应力不小于200kN，锚索托盘采用14#槽钢配合平托盘进行支护。两帮锚杆规格与顶板相同，间排距为1000mm，均沿水平方向垂直巷帮施工，锚固剂为一支MSK2360树脂药卷，锚固力不小于50kN，预紧力距不小于40N·m。巷道表面采用10#冷拉铁丝编制的菱形网，型号为LW10#/50×50，网片横向搭接宽度不小于100mm，顶网和两帮网片搭接宽度不小于100mm。

2.2 15401进风巷破坏特征

15401进风巷采用上述支护方案掘进了280m，辅助进风巷掘进了315m，掘巷后，巷道表面出现较大的变形破坏，预计无法满足工作面生产的断面，且两条巷道地质条件非常相似，故意15401进风巷为对象，进行其围岩控制技术的研究。15401进风巷设计长度为1235m，现已掘进280m，为掌握围岩变形的具体情况，待巷道围岩稳定后在现场进行表面位移量测量，结果表明，巷道顶板下沉量大多在100～300mm之间，局部顶板下沉严重，最大可达600mm，两帮相对移近量多在200～500mm之间，局部达到800～950mm，存在明显的网兜现象，底板底鼓不明显，基本小于150mm，综上表明，巷道采用原支护方案顶板下沉量和两帮移近量较大，已经严重影响巷道的正常使用。

图2 三维数值模型示意图

3 15401进风巷支护方案模拟研究

为确定15401进风巷的最佳支护方案，采用FLAC3D软件进行模拟分析[1～3]，为确保模型的真实性，首先在工作面取样测定各岩层的地质力学参数，根据15401工作面采掘条件及地质条件建立图2所示的模型，模型尺寸（长、宽、高）为100m、10m、30m，巷道断面尺寸（宽×高）为5×3m，根据现场地应力测试结果，上覆岩层等效载荷为10.5MPa，测压系数为1.2，模型四周边界水平位移施加约束，模型底部边界为固定约束。煤岩体服从摩尔——库伦强度准则，各岩层的物理力学参数如表1所示。

表1 各岩层物理力学参数表

根据现场调研结果可知，15401进风巷采用原有支护方案掘进期间，顶板下沉和两帮移近变形较为严重，原有支护方案无法有效控制围岩的变形，因此可通过提高支护强度来改善支护效果。通过调整锚杆、锚索的长度、布置参数来调整支护强度，锚杆直径增大为20mm，锚索直径为17.8mm。参考类似地质条件下巷道支护的成功案例[4～5]，初步提出以下五个备选支护方案，详见表2。

表2 各支护方案详情

依据上述支护方案分别进行进风巷和辅助进风巷的开挖，采用Cable单元模拟锚杆和锚索，模型计算平衡后，记录进风巷表面的位移量，整理得到图3所示的结果。

图3 巷道表面位移量数值模拟结果

根据表2所示支护方案的参数可以看出，支护方案由一到五，锚杆、锚索长度和布密度逐渐降低，由图3所示统计结果可知，巷道表面的位移量逐渐的增大，方案一～方案三，巷道表面最大变形量增加不明显，以顶板最大下沉量为例，方案三与方案一相比，仅增大16%，巷道表面变形量均保持在较低水平，围岩整体稳定；方案三～方案五，巷道表面位移量明显增大，方案四与方案三相比，顶板下沉量增大49%，方案五与方案三相比，顶板下沉量增大135%，方案四、方案五条件下，巷道表面变形量增大明显。综上所述，采用支护方案三既能取得较好的围岩控制效果又经济合理。

4 15401进风巷支护方案及应用效果

4.1 进风巷优化后的支护

图4 15401进风巷优化后支护详情

根据15401进风巷原有支护条件下的围岩变形特征，结合前文对巷道支护方案的模拟分析，优化后的支护方案如图4所示。所有锚杆杆体规格为φ20-M22-2000的无纵筋螺纹钢，钢号为500#，锚杆间排距900×1000mm，采用MSCK2330和MSZ2350树脂药卷各一支双速树脂加长锚固，锚杆钻孔采用直径28mm的钻头施工，锚杆配套使用承载能力不低于210kN的平托盘及螺母，顶板锚杆间通过规格（长、厚、宽）为4800mm、4mm、280mm的W钢带联结，帮锚杆采用W钢护板配合托盘进行支护。顶板锚索采用直径17.8mm、长度6300mm的钢绞线，锚固剂为一支MSCK2330和两支MSZ2350树脂药卷，采用“二二”布置，间排距为1800×1000mm，两帮锚索采用直径17.8mm、长度4200mm的钢绞线，每排两根，距离巷道底板600mm，间排距为1400×2000mm。

4.2 支护效果监测

为验证优化后的支护方案的围岩控制效果，15401进风巷采用优化后的支护方案掘进期间，每间隔50m布置测站，监测顶板下沉量及两帮相对移近量，整理得到图5所示的结果，1#测站位于距开口310m处（采用优化后的支护方案掘进30m），成巷初期，巷道变形速率较快，顶板下沉速率最大达到6.8mm/d，两帮移近速率最大达4.55mm/d，成巷18天后，巷道变形速率明显减小，围岩逐渐稳定，最终顶板下沉量为25.3mm，两帮移近量为22.3mm，围岩变形量很小，整体稳定。3#测站位于距开口410m处（采用优化后的支护方案掘进130m），巷道变形规律与1#测站类似，最终顶板下沉量为22.5mm，两帮移近量为18.6mm，变形量很小。综上可知，采用优化后的支护方案，15401进风巷掘进期间，巷道表面变形量很小，围岩整体稳定，支护效果良好。

图5 15401进风巷表面变化规律

5 结 论

通过对开元煤矿15401进风巷表面变形情况现场测量表明，现有支护方案条件下，巷道顶板下沉和两帮收敛变形严重，已无法满足正常使用的断面需求，以提高支护强度为目的，提出多个备选支护方案，数值模拟分析得出最为经济合理的支护方案，现场应用及矿压监测结果表明，采用优化后的支护方案，顶板下沉量稳定在30mm以下，两帮相对移近量稳定在25mm以下，巷道表面变形量很小，支护效果良好，成功解决了掘进期间表面位移量过大的问题。