含软弱夹层煤巷支护改进方法研究

潘立业

(山西弘顺能源发展有限公司，山西 太原 030200)

我国地下煤矿广泛采用综采工艺，对于综采工作面而言，工作面巷道的稳定与否对于矿山安全高效开采具有重要影响[1-3]。如果巷道变形得不到有效控制，一方面影响施工进度，另一方面对采场人员及设备将会造成威胁。针对含软弱夹层煤巷条件，采取合理有效的支护方法，对于工作面安全回采至关重要[4-6]。

在煤巷支护研究方面，陈道志等[7]分析了采动巷道围岩二次支护关键技术，研究了开挖后动压巷道围岩移近量及应力分布情况，确定出合理的巷道支护参数；王虎伟[8]运用动态信息法对煤巷锚杆支护进行了优化设计，指出通过提高支护材料刚度、强度及可靠性，可有效提高围岩本身的自承载能力；刘继敏等[9]为确保宏岩煤矿回风下山巷道支护的可靠性，提出了“锚杆+锚索+W钢带补强”联合支护措施。综合文献分析，对于工作面巷道支护技术的研究取得了一定成果，然而对于含软弱夹层煤巷支护方法有待进一步研究。

为此，本文以某矿45203工作面含软弱夹层煤巷为工程背景，优化了工作面回风巷道支护参数，对支护方案进行了综合优选，并给出了含软弱夹层煤巷支护改进方法，以保证工作面巷道的稳定。

1 工作面概况

某煤矿矿井面积177 km2，煤炭储量15.42亿t，其中可采储量9.27亿t.45203工作面主要回采5-2煤层，煤层厚度4.65～5.85 m，平均5.3 m，煤层倾角0～3°，平均倾角0.5°，煤层中下部普遍含一层夹矸，局部区域中上部含一层夹矸，岩性为褐黄色泥岩，平均厚0.1 m.煤层直接顶为砂质泥岩，基本顶为粉砂岩，直接底为粉砂岩，基本底为中粒砂岩。

矿井工作采用综采一次采全高、后退式全部垮落法管理顶板，相邻工作面之间留设24 m宽度的区段煤柱，45203工作面布置情况图如图1所示。

图1 45203工作面布置图

45203回风巷道断面尺寸宽×高=5.5 m×3.1 m，巷道顶板采用D18 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆+D17.8 mm×6 000 mm钢绞线锚索支护，巷道两帮采用D18 mm×2 000 mm玻璃钢锚杆支护。工作面开采过程中，受煤层内软弱夹层及临近工作面回采扰动影响，45203回风巷道变形严重，通过现场监测，顶板最大沉降量为386 mm，煤柱帮最大位移量为362 mm，回采帮最大位移量分别为347 mm.为此，需要根据实际工程情况，研究该煤层条件下巷道合理支护方法，以保证巷道的稳定性。

2 巷道支护参数优化

2.1 顶锚杆(索)参数优化

根据该矿45203回风巷道地质条件，锚杆(索)的最短长度可按公式(1)计算：

L≥La+Lb+Lc

(1)

式中：L为锚杆(索)长度，取0.02 m；La为锚杆(索)外露长度，取0.6 m；Lb为锚杆(索)压缩岩梁的厚度，m；Lc为锚杆(索)的最小锚固长度，m.

锚杆有效长度Lb可取顶板破坏深度的2/3.根据现场钻孔窥视结果，巷道顶板岩层破坏深度均小于2 m，因此有效长度可取1.3 m，将各参数带入公式(1)。可得，顶锚杆最小长度L=1.92 m，取锚杆长度为2 m.锚索有效长度取4 m，锚固段和外露段长度分别取1.5 m和0.2 m，则锚索最小长度为5.7 m，取为6 m.

顶锚杆(索)直径d可根据公式(2)计算：

(2)

式中：Q1为锚杆(索)的锚固力，取105 kN；σ1为锚杆(索)的抗拉强度，350 MPa.

带入公式(2)可得顶锚杆直径d最小取19.45 mm，因此顶锚杆直径取20 mm.同理，锚索极限承载力为230 kN，可得锚索直径d2最小取15.22 mm，所以巷道锚索直径可取15.24 mm；结合现场情况巷道位于遗留煤柱下方顶板受力较大，最终锚索直径取17.8 mm.

顶锚杆(索)间距a可根据公式(3)计算：

(3)

式中：K为应力集中系数；γ为岩体容重，kN/m3.

45203回采巷道顶板顶板岩体容重为27 kN/m3，锚杆锚固力为105 kN，有效长度Lb为1.3 m，应力集中系数取2，带入公式(3)，可求得顶锚杆最大间排距a为1.22 m.由于巷道支护强度较大，锚杆排距取1.2 m，锚索排距通常设置为锚杆的整数倍取3，则锚索排距取3.6 m.

2.2 帮锚杆参数优化

研究采用非弹性区理论计算帮锚杆长度，等效圆半径按公式(4)确定：

(4)

式中：a为取巷道跨度的一半，m；h为巷道高度，m.

45203回风巷道宽5.5 m，为此a=2.75 m，h=3.1 m，带入公式(4)可得，r0=3.16 m.

巷道内部最大非弹性区半径按公式(5)计算：

(5)

式中：p为地应力，kN/m2；c为巷道围岩粘聚力，MPa；φ为巷道围岩内摩擦角，°.

根据现场工程地质情况，p=8.35 kN/m2，c=2.5 MPa，φ=35°，将相关参数带入公式(5)，巷道最大非弹性区半径为3.8 m.

两帮非弹性区深度按公式(6)计算：

a1=R0-a

(6)

将相关参数带入公式(6)，计算得巷道两帮非弹性区宽度为1.05 m，锚杆有效锚固长度不小于0.6 m，外露长度为0.02 m，由此确定帮锚杆长度应不小于1.67 m.综合考虑工作面间采动应力对围岩变形的影响，最终确定煤柱帮及回采帮锚杆长度分别为2.0 m和2.2 m.

3 巷道支护数值模拟分析

3.1 数值模拟方案

以45203回风巷道原支护参数为基础，共进行3种方案的模拟分析，通过不同支护方案下巷道围岩应力及位移变化情况，以确定最佳支护方案。方案1采用巷道原参数进行模拟，分析在现有支护情况下巷道围岩变化情况；方案2在方案1基础上将回采帮锚杆长度增加200 mm，锚杆直径变为20 mm，同时回采帮采用高强锚杆进行数值模拟；方案3是在方案1参数基础上，将顶锚杆长度增加200 mm，锚杆排距变为1.2 m，锚索排距变为3.6 m进行模拟。各模拟方案支护参数如表1所示。

表1 工作面巷道支护方案

3.2 数值结果分析

不同支护方案巷道围岩位移变化情况如图2所示。

图2 不同支护方案巷道围岩位移变化情况

可以看出，方案1中顶板位移最高达64 mm，煤柱帮位移最高达54 mm，回采帮最高达31 mm；方案2中顶板位移最高达55 mm，煤柱帮位移最高达35 mm，回采帮最高达25 mm；方案3中顶板位移最高达85 mm，煤柱帮位移最高达57 mm，回采帮最高达26 mm.方案2中巷道顶板及两帮位移量最小，支护效果最好。

不同支护方案巷道围岩应力变化情况如图3所示。可以看出，方案1中巷道顶板、煤柱帮和回采帮垂直应力分别为8.3 MPa、17.2 MPa和9.6 MPa；方案2中巷道顶板、煤柱帮和回采帮垂直应力分别为6.3 MPa、14.5 MPa和7.8 MPa；方案3中巷道顶板、煤柱帮和回采帮垂直应力分别为9.2 MPa、17.3 MPa和10.7 MPa.同样，方案2中巷道顶板及两帮围岩所受应力最小，支护效果最好。

图3 不同支护方案巷道围岩应力变化情况

综合分析，方案2中的支护参数对于巷道围岩稳定性控制效果最佳，同时该参数即为前述理论计算得到的支护参数，进一步验证了前述理论计算得到的巷道支护参数的可靠性，针对45203回风巷道研究采用方案2中的支护参数进行支护设计。

4 含软弱夹层煤巷支护方法

通过前述研究，确定45203回风巷道采用“锚杆+锚索+金属网+钢带”联合支护方法，由于煤柱帮所受应力较大，对煤柱帮需加强支护，将煤柱帮锚杆设置为高强度锚杆，并增大托盘直径，在回采帮相应增大托盘直径和锚网厚度，并配合钢带使用，以保证巷道两帮的稳定。其中顶部螺纹钢锚杆参数为D20 mm×2 000 mm，间排距为950 mm×1 200 mm，顶锚索参数为D17.8 mm×6 000 mm，间排距为2 000 mm×3 600 mm；回采帮玻璃钢锚杆参数为D20 mm×2 200 mm，间排距为600/900 mm×1 200 mm；煤柱帮高强锚杆参数为D18 mm×2 000 mm，间排距为600/900 mm×1 200 mm，巷帮软弱夹层位于帮侧下端两锚杆中心部位，以保证有效的支护效果。巷道支护断面如图4所示。

图4 巷道支护断面图

5 现场实践效果分析

研究提出的含软弱夹层煤巷支护方法在45203回风巷道进行了工程实践，并采用收敛仪对支护段巷道围岩变形情况进行了监测，监测结果如图5所示。

图5 巷道变形监测结果

可以看出，随着监测时间的增加，巷道顶板及两帮变形表现为类“S”形增长，监测40 d后，巷道变形趋于稳定，此时顶板最大沉降量为164 mm，煤柱帮最大位移量为153 mm，回采帮最大位移量分别为142 mm.与45203回风巷道未实施支护改进措施相比，研究提出的含软弱夹层煤巷支护方法，巷道顶板下沉量、煤柱帮位移量及回采帮位移量分别降低57.5%、57.7%与55.9%，巷道围岩变形得到了有效控制。

6 结 语

1) 通过对现用巷道支护参数进行优化，确定巷道顶板及回采帮锚杆直径由原18 mm变为20 mm，锚索直径取17.8 mm，锚杆排距取1.2 m，锚索排距取3.6 m，煤柱帮及回采帮锚杆长度分别为2.0 m和2.2 m.

2) 通过数值模拟分析不同支护方案，方案2中的支护参数对于巷道围岩稳定性控制效果最佳，同时该参数为优化后的支护参数，进一步验证了理论计算得到的巷道支护参数的可靠性。

3) 针对含软弱夹层煤巷，在支护参数优化基础上，研究提出了“锚杆+锚索+金属网+钢带”联合支护方法。通过现场实践，巷道顶板下沉量、煤柱帮位移量及回采帮位移量分别降低57.5%、57.7%与55.9%，保证了含夹矸煤巷的稳定性。