腾晖煤业托顶煤开拓大巷支护方案研究

翟 涛

（霍州煤电集团河津腾晖煤业有限责任公司，山西 河津 043300）

1 工程概况

山西霍州煤电集团腾晖煤业现阶段回采2#煤层位于山西组下段上部，二采区煤层埋藏深度473～476 m，煤层赋存稳定，结构简单，煤层总厚5.06～5.18 m。二采区集中材料大巷位置如图1，大巷沿2#煤层底板布置。巷道顶底板岩层详情见表1。托顶煤厚度1.3～2.5 m，掘进断面4.7 m×3.7 m，原设计的顶板支护采用锚网索，帮部采用锚网。为避免二采区开拓大巷在后期变形破坏、冒顶、片帮，确保矿井安全高效生产，展开围岩有效控制技术的相关研究。

图1 二采区集中材料大巷位置详情

表1 巷道顶底板岩层详情

2 大巷围岩破坏特征模拟分析

2.1 物理力学参数及数值模型建立

为掌握2#煤层及顶底板岩层物理力学条件，在集中材料大巷合适位置钻取煤层及顶底板岩层煤岩样，运输至物理力学测试实验室内进行试件加工及力学测试。实验机型号为 SANS，测试项目主要有单轴抗压、抗拉、抗剪等[1]，试验测试结果见表2。

表2 顶底板主要岩层力学参数

为探究支护参数变化对集中材料大巷围岩控制效果的影响，以该巷道工作面地质条件及原支护方案为基础，通过FLAC3D软件构建了三维数值模型[2-4]。模拟采用莫尔-库仑本构，模型边界尺寸长、宽、高=90 m、60 m、55 m，模型底面固定，四周设置水平位移限制条件，模型顶面设置等效载荷10 MPa。模型建立完成后开始运算，最大不平衡力达到1×10-5MPa 得到初始应力场，然后进行集中材料大巷的开挖，矩形断面宽4.7 m、高3.7 m。巷道初始支护参数：锚杆长2.0 m、直径20 mm、间排距900 mm，锚索长度9.3 m、直径17.8 mm、间排距1.8 m，每排2 根。

2.2 锚杆间距的确定

采用单一因素法对锚杆长度、间排距等参数逐一分析，以锚杆布置间排距为例，根据数值模拟计算结果得到巷道围岩垂直应力分布如图2。

图2 不同间排距条件下顶板垂直应力分布规律图

根据图2 可知，巷道开挖断面不变的情况下，锚杆的数量与其间排距呈反比，锚杆支护条件下其周围岩层内压应力呈“类锥形”，锚杆尾部压应力最大，由尾部向端部逐渐减小，锚杆端部压应力最小。当锚杆间排距为0.7 m、0.8 m 时，锚杆围岩内的“锥形”压力区横向互相重合、汇联，在顶板岩层形成整体支护结构，即形成了锚杆组合压力拱结构，有利于顶板的稳定。当锚杆间排距为0.9 m 时，各个锚杆在围岩内形成的“锥形”高压力区基本相互独立，不能够形成组合压力拱结构，不利于巷道围岩的稳定。综上，确定锚杆合理间排距0.8 m。同理得到锚杆合理长度2.2 m、直径22 mm。

2.3 锚索布置方式确定

结合以往生产实践经验，顶板锚索设计以下四种布置方式：① 每排1 根，排距1.6 m；② “212”布置，间排距1.6 m；③ 每排2 根，间排距1.6 m；④ 每排3 根，间排距1.6 m。根据数值模拟结果得到不同布置方案条件下顶板岩层垂直应力分布规律如图3 所示。可以看出，采用方式①时，锚索端部压应力最大，锚索围岩压应力升高区宽度较窄，起不到良好的悬吊作用，不利于围岩的稳定；采用方案②时，锚索围岩内压应力升高区范围较大，且在巷道走向上能够交汇、叠加，便于形成顶板压力拱，利于巷道顶板的稳定；方案③、④条件下，围岩压应力在走向上叠加范围更大，支护效果更好，但是支护成本同步增加。由此可知，锚索采用方案②最为经济合理。同理确定顶板锚索合理长度为11.2 m。

图3 锚索不同布置方式条件下顶板垂直应力分布规律图

3 大巷优化支护方案

结合以往巷道支护经验及数值模拟研究结果，设计二采区集中材料大巷采用锚网索支护。顶锚杆使用Φ22 mm×2200 mm 高强锚杆，锚杆间排距为0.8 m，呈“六·六”矩形布置，使用4.5 m 的六眼桁架；锚索使用Φ17.8 mm×11 200 mm 预应力钢绞线，“二一二”叉花布置，锚索间排距为1.6 m×1.6 m。帮部锚杆同顶板，采用“四·四”布置，铺设桁架联体。锚杆垫片选用拱形高强度托板，规格为150 mm×150 mm×10 mm，配调心球垫及减磨垫圈，每孔配Z2360 及CKb2340 锚固剂各一条；锚索采用规格为300 mm×300 mm×16 mm 拱形高强锚索托板，锁具型号为MX 型，每孔配Z2360 及CKb2340 锚固剂各两条。如图4。

图4 集中材料巷道支护示意图（mm）

4 矿压监测

为摸清二采区集中材料大巷掘进期间矿压规律及支护方式的合理性[4]，有必要对二采区集中材料大巷掘进期间的矿压信息、受力状态等数据进行采集并分析。根据现场监测数据，整理得到图5 结果。图5（a）所示巷道表面位移量变化曲线可以看出，巷道开挖15 d 后，围岩形变速度渐渐减小，开挖支护约25 d 后渐渐稳定，顶底板移近量最大为47 mm，两帮移近量最大为46 mm，巷道表面变形量微小；图5（b）所示深部围岩位移变化曲线可以看出，巷道顶板岩层变形随着高度增大逐渐减小，顶板0～2 m 范围内岩层变形较明显，顶板稳定后最大变形量为25～39 mm，深度3～4 m 范围内岩层变形较小，最大为12～16 mm，在顶板离层合理界限之内，顶板深度5 m 处相对位移量基本为零。由此表明，顶板深部岩层稳定性良好，浅部岩层变形在合理允许范围内。图5（c）、（d）所示锚杆、锚索载荷变化曲线可以看出，锚杆载荷自巷道开挖后逐渐增大后趋于稳定，最大值为122 kN，其拉拔载荷一般可达150～160 kN，说明锚杆载荷能力仍有较多富余，顶板锚索最大载荷为185 kN，其破断的荷载约为 300 kN，锚索载荷仍有较多富余。由此表明，巷道较为安全。综上，二采区集中材料大巷采用上述锚网索支护方案，巷道围岩稳定性良好，能够保障巷道的长久安全使用。

图5 集中材料大巷矿压综合监测结果

5结语

以腾晖煤业二采区集中材料大巷为背景，展开托顶煤施工支护方案优化研究，通过实验室试验掌握巷道顶底板岩层物理力学参数，结合巷道地质条件建立三维数值模型。模拟研究确定顶板锚杆规格为直径22 mm、长度2.2 m，合理间排距0.8 m，锚索直径17.8 mm、长度11.2 m，合理布置方式“212”，间排距1.6 m。采用工程类比法并结合数值模拟研究结果设计二采区集中材料大巷支护方案，实地应用期间矿压监测结果表明，巷道表面变形微小，顶板岩层稳定，锚杆、锚索载荷能力存在富余，该支护方案能够实现巷道围岩长期稳定的要求。