上社煤矿9304进风巷支护方案优化设计与应用研究

石晋锋

(阳泉市上社煤炭有限责任公司，山西 阳泉 045100)

1 工程概况

阳泉市上社煤炭有限责任公司(上社煤矿)位于盂县南娄镇北上社村南，开采位于上石炭统太原组上部的9号煤层，煤层厚度1.5～4.2 m，平均3.1 m，煤层倾向152°，倾角6～8°，平均7°.煤层结构较简单，含0～2层泥岩夹矸，夹矸厚度0～2.3 m.煤尘具有爆炸危险性，属于无自然发火煤尘。9304工作面地表位于北上社村对面丘陵地带，地面无建筑物。其井下位于9号煤西区，东面是3条开拓大巷及9号西回风及运输巷，北面为9306工作面，南部为实体煤，西面为矿界。9304进风巷用于9304工作面掘进期间的进风、运料、行人等。巷道设计长度1 743 m，预计服务年限5 a.巷道沿煤层顶板掘进，掘进断面宽5.0 m，掘进断面高3.1 m，掘进断面面积15.5 m2.巷道地面标高1 160～1 270 m，井下标高860～930 m,煤层顶底板岩性分布见表1.

表1 煤层顶底板岩性分布

2 9304原有支护方案及支护效果

2.1 原支护方案

9304进风巷掘进宽5 000 mm，净宽4 800 mm，掘进高3 100 mm，净高3 000 mm，巷道采用M钢带、锚杆、锚索、菱形网联合支护。顶帮锚杆采用D20 mm×L2 400 mm的螺纹钢，配套300 mm×160 mm×10 mm的钢托板，外露20～50 mm.顶锚索采用D17.8 mm、1×7股结构钢绞线，配套专用的锚索锁具，总长度7.2 m，外露150～250 mm.顶锚杆间排距700 mm×900 mm，帮锚杆间排距800 mm×900 mm.顶锚索布置在每排M钢带第2、4、6眼上，顶板及两帮同排锚杆锚索由M钢带联结，巷道铺设菱形网，网片规格5.0 m×1.2 m.具体支护如图1所示。原方案D17.8 mm的锚索预紧力不小于160 kN，锚杆预紧力不小于120 N·m，原支护方案见图1.

2.2 同类巷道井下调研与分析

调研9号煤层同类型巷道矿压显现情况，结果如下：9306进风巷：9306工作面正在回采，巷道超前影响不明显，巷道变形不大。巷道超前段个别钢带之间顶板破碎、下沉；两帮出现少量鼓包和片帮，巷道断面收缩不严重。现场发现，巷道支护强度稍大，但支护系统刚度较低，锚杆、锚索预紧力都较低。另外，支护构件和支护参数不合理，支护系统的护表扩散效果较差，导致巷道部分鼓包变形，见图2.

图2 同类巷道矿压特征

9304进风巷埋深约300 m，巷道围岩条件相对较好，煤层为中厚煤层，煤体完整性和强度相对较好，巷道受力条件简单。9304进风巷自掘进至工作面开采完，巷道围岩将受到本巷道掘进的动压影响、邻近工作面回采的动压影响、本工作面回采的动压影响[1]，巷道动压影响与地质条件、煤柱尺寸等因素有关，需综合考虑。由于现有支护存在支护系统预紧力偏低，支护参数不合理、支护材料不匹配等问题，可对该巷道进行支护优化，并对合理煤柱宽度进行分析，从而在保证巷道支护效果前提下，降低巷道支护成本和劳动强度，提高巷道支护的科学性、经济性。

3 巷道支护参数优化设计

在9304进风巷掘进头附近进行了顶板及两帮钻孔窥视实验，根据围岩裂隙发育情况得到顶板岩层塑性破坏深度约为1.39 m、实体煤帮1.32 m、煤柱侧1.51 m.锚杆采用Z2360树脂锚固剂，锚固长度0.6 m.根据挤压加固拱理论，锚杆长度为锚固长度、塑性破坏深度、外露长度之和，外露长度按0.1 m考虑，则顶板锚杆需大于2.12 m，帮部锚杆需大于2.21 m，因此顶、帮锚杆长度为2 400 mm时较合理。锚杆间排距的计算公式[2]为：

(1)

式中：b为加固拱厚度，即发生塑性破坏煤岩体深度(顶板取1.4 m)；L为锚杆有效长度，锚杆总长度减去其外露长度为2.3 m；α为锚杆在破碎煤岩体中的控制角，取45°；a1为锚杆间距，则顶板锚杆间距为0.90 m.结合现场施工情况，设计顶板及两帮锚杆间排距为0.9 m×1.0 m.

根据悬吊理论,锚索长度为锚固长度、需悬吊岩层厚度、外露长度之和，锚固长度1.6 m，软弱岩层厚度2.4 m，外露长度0.3 m，因此锚索长度应不小于4.3 m.结合现场实践经验，确定顶板锚索长度为6.2 m.顶板锚索的间排距可根据其悬吊岩石的重量来设计，锚索悬吊岩石载荷为塑性破坏岩层厚度与巷道宽度、容重的乘积，顶板塑性破坏深度1.4 m，巷宽5.0 m，容重取25 kN/m，则顶板需悬吊岩层的重量为175 kN/m.通过在9304进风巷开口端附近进行拉拔试验，锚杆锚固力均值100 kN，锚索锚固力均值235 kN，则锚索排距[3]计算公式见式(2)：

(2)

式中：Q为顶板锚索锚固力；K为安全系数锚索安全,取1.5；G为悬吊岩层的重量减去锚杆的锚固力，75 kN/m.则锚索排距b应小于2.09 m，因此结合顶板锚杆布置形式，设计锚索间排距为1.8 m×2.0 m.综上分析计算，确定9304进风巷优化支护方案如图3所示。

4 合理煤柱宽度优化研究

护巷煤柱的宽度对于巷道围岩稳定性具有重要影响，依据9304进风巷具体地质及开采技术条件，采用FLAC3D软件进行模拟研究[4]，模型的长×宽×高=210 m×20 m×92 m，共划分68 700个单元和56 784个节点，模型上部采用应力边界条件，模型下表面及两侧设置位移约束条件，模型边界条件如图4(a)所示。模拟9304进风巷在受到9306工作面动压影响时巷道围岩的变形，其中9304进风巷到9306回风巷煤柱净尺寸在3～10 m间变化，整理得到邻近9306工作面回采后巷道表面的位移变化如图4(b)所示。

由图4(b)可知，不同护巷煤柱宽度条件下，巷道顶板和两帮变形量出现明显的差异，护巷煤柱宽度在3～6 m间变化，巷道表面变形量逐渐增大，当煤柱为7 m时，相对于煤柱宽度6 m，仅顶板变形量明显增大；煤柱宽度为8 m、9 m、10 m，表面变形量相对于7 m煤柱宽度条件下无明显变化。可知，当护巷煤柱宽度大于7 m时，围岩已形成稳定的承载结构，邻近工作面采动影响威胁较弱。上社煤矿属高瓦斯矿井，区段煤柱需起到隔断采空区瓦斯的作用，综合考虑采出率等因素，确定护巷煤柱宽度为8 m.

5 应用效果分析

上社煤矿9304进风巷掘进采用上述优化支护方案，且留设8 m的护巷煤柱，支护完成后现场图片如图5(a)所示。掘巷阶段围岩整体稳定，表面未出现明显的变形破坏，支护效果良好。9304工作面投入生产后，监测巷道表面位移情况，整理得到图5(b)所示结果。顶板下沉量最大值为253 mm，煤柱帮最大片帮量95 mm，实体煤帮76 mm，最大底鼓量59 mm，巷道表面整体变形量较小，围岩控制效果良好，能够满足工作面的正常生产。

6 结 语

通过对上社煤矿9号煤层回采巷道现有支护方式的现场调研，发现支护存在支护参数不合理、支护材料不匹配等问题。结合9304进风巷具体地质条件，通过挤压拱理论确定锚杆间排距为0.9 m×1.0 m；通过悬吊理论优化顶板锚索长度为6.2 m，锚索间排距为1.8 m×2.0 m；通过数值模拟研究将护巷煤柱宽度优化为8.0 m.

现场应用结果表明，巷道围岩整体稳定，能够保障工作面的安全生产，优化后的支护方案取得了良好的应用效果。