回坡底煤矿掘进巷道支护方案优化探讨

房旭康

（霍州煤电集团回坡底煤矿生产技术部，山西 洪洞 041600）

煤层开采时，部分掘进工作面沿煤层掘进布置，不同于岩层布置巷道，一般情况下，煤巷围岩力学特性差，裂隙发育较破碎，难以维护。造成采掘工作的不协调。随着掘进技术的不断发展，巷道掘进的速度越来越快，支护速度落后于掘进速度的现象造成了采掘工作的不协调，影响到回采工作的顺利进行。以2-2092回风巷道为工程实例，对巷道支护优化方案进行初步探讨，以解决巷道支护上存在的不合理因素，并满足安全生产需求。

1 工程概况

回坡底煤矿是霍州煤电集团主力矿井，对集团的发展有着举足轻重的作用。2-209工作面煤层为山西组9#煤，平均厚度为3.2 m，平均倾角为4°，煤层间有1.3 m左右的夹矸。工作面直接顶是平均厚度为0.94 m的砂质泥岩，老顶为平均厚度为8.5 m的细砂岩，底板是平均厚度为3.9 m的泥岩。

地质资料显示，在工作面区域存在两条断层，其中断层FM3在开切眼处的落差达到14 m，在回风巷中落差为5.3 m。工程实践中，2-2092回风巷道宽4.8 m、高3.2 m，原支护方案下，在巷道掘进期间围岩变形较大，需对支护方案进行优化，以确保掘进工作的顺利进行。

图1 2-209工作面巷道平面布置

主要通过数值模拟软件FLAC3D对巷道稳定性进行分析，根据实际地质环境建立模型，该模型长×宽×高=80 m×8 m×40 m，共划分30万个网格。数值模拟岩层物理力学特性如表1所示。

表1 数值模拟岩层物理力学参数表

模拟方案主要分析不同锚杆长度参数下围岩的变形特征，锚杆长度分别为3.5 m、4 m、4.5 m，其他参数均不变。

支护方案如下：顶板采用螺纹钢锚杆配合钢筋网的方式进行联合支护，锚杆直径20 mm，间距840 mm，排距900 mm；顶板锚索直径17.8 mm，长度7 200 mm，间距2 520 mm，排距2 700 mm，共布置两根锚索。巷道两帮采用螺纹钢锚杆配合金属网的方式进行支护，锚杆直径20mm，间距和排距均为900 mm，锚杆的锚固力大于30 kN。

为了更直观的显示围岩变形，将模拟结果以曲线的形式展现，得到如图1所示的不同锚杆长度支护下围岩变形量曲线，其中（a）图所示的顶板下沉量曲线中，不同长度的锚杆支护下，顶板下沉量变化规律相似，随着与工作面距离的增加，顶板下沉量逐渐降低，采用3.5 m锚杆支护时，与工作面距离大于20 m后，顶板下沉量速率稳定，锚杆长度为4 m、4.5 m时，与工作面距离大于30 m时，顶板下沉速率趋于稳定值；无论何种支护方式，与工作面距离小于20 m时，顶板的变形量均较大，这与工作面的回采有直接关系；其中（b）图所示的两帮变形量曲线中，随着锚杆长度的增加，变形量呈现降低的趋势，不同长度锚杆支护下，两帮变形量差异不大。

图1 不同锚杆长度支护下围岩变形量

综合考虑顶板两帮的变形量，采用4m长锚杆支护时，顶板最大下沉量为126.1 mm，相比采用3.5 m长锚杆支护时，顶板下沉量降低40%；采用4.5 m长锚杆支护时，顶板最大下沉量为115.2 mm，与锚杆长度为4 m支护时的顶板最大变形量相近。两帮变形量差异性小，与锚杆长度3.5 m支护做比较，锚杆长度4 m、4.5 m支护时，两帮变形量分别降低7.69%、21.15%，但是整体变形量较为稳定。从工程角度出发，锚杆的长度延伸至细砂岩中，强大的锚固力加强了岩层的完整性，形成可连续承载的梁体结构，巷道围岩变形可以得到稳定控制。锚杆长度为4 m时，锚固厚度的增加限制了巷道围岩的变形，相比4.5 m锚杆支护费用更低，是最佳的支护选择。

3 工程应用

基于数值模拟结果，在现场进行工程实践。采用与锚杆配套的扭矩倍增器、张拉套装等进行打眼、安装等工艺，在回风巷的试验段内，7个工作日内平均进尺16.28 m，因为地质以及设备等非人为原因，最少进尺仅有4.2 m，最多进尺达到7.8 m。施工期间及结束后，对巷道进行矿压观测，以分析支护方案的可行性。

1）掘进期间围岩变形监测。对施工段内巷道围岩变形进行监测，得到如图2所示的曲线，对于顶板而言，在距离迎头70 m以内，顶板下沉量呈现线性增加的趋势，当迎头距离为70～100 m时，变形量趋于稳定；两帮变形量呈现相同的变化规律，顶板最大下沉量158.31 mm、两帮最大下沉量为94.15 mm，掘进造成的围岩裂隙扩展以及相邻工作面的影响，使得实测值较大，但是长锚杆的加强支护避免了应力的不连续传递，降低了巷道的支承压力，缓解了围岩变形。

图2 巷道掘进期间围岩变形监测曲线

2）掘进期间锚杆受力监测。锚杆预紧结束后，实际预应力是48 kN，在距离迎头60 m范围内，锚杆轴向载荷呈现线性增加的趋势，当迎头距离达到80 m、100 m时，锚杆轴向载荷受力趋于稳定，最大值达到63 kN，在合理范围内，表明支护优化方案可行。

图3 锚杆轴向受力监测曲线

3）工作面回采期间围岩变形监测。监测工作面回采期间围岩的变形是检测支护方案最直接的方法。图4所示的工作面回采期间围岩变形监测曲线中，当回风巷道距离工作面80～100 m范围时，顶板以及两帮的位移量比较稳定，回风巷道距离工作面80 m范围内，围岩变形呈现增大的趋势，这一结果与数值模拟相符，不同的是，实测围岩变形量大于数值模拟结果，开采扰动、顶板下沉以及采空区的填充都是造成围岩变形大的原因，但是围岩变形量均在合理范围内，表明了支护方案可以有效控制离层现象的发生，岩层完整性的提高增加了细砂岩和砂质泥岩共同抵抗变形的能力，减少了变形量。

图4 工作面回采期间围岩变形监测

现场支护效果如图5所示。由于巷道严格按照优化方案施工并按规范进行操作，提高了支护和掘进工作的耦合性，巷道支护效果良好，确保了工作面的回采安全。

图5 现场支护效果

4 结论

1）通过数值模拟分析了不同锚杆长度下围岩的变形破坏情况，综合考虑围岩稳定性、经济性，确定4 m长锚杆是最佳的支护选择。

2）优化后的支护方案控制围岩变形效果明显，掘进期间及工作面回采期间围岩较为稳定，塑性区得到有效控制。

3）4 m长锚杆支护使岩层形成连续承载的稳定组合梁，提高了围岩整体稳定性，使巷道围岩变形得到有效控制。