樊锋锋

（山西汾西中兴煤业有限责任公司， 山西 交城 030500）

引言

近年来，煤矿大型集约化程度加深，使得巷道断面面积增加，同时巷道四周应力分布、围岩破坏相关规律非常复杂，所以应对综放工作面大断面沿顶巷道支护设计进行优化处理，例如：顶板优化、巷道优化、巷道围岩模拟优化、预紧力优化等，以此确保巷道的稳定、安全，提高巷道支护工作效率[1]。

1 某矿综放工作面基本情况分析

某矿每年生产能力约为0.82 Mt，主采3 号煤，煤层埋深650 m，煤层厚度和倾角分别约为5 m、5°，含泥岩和炭质泥岩夹矸厚度为0.25 m。矿井没有发生安全事故、为不容易发生自燃的煤层，S1301 工作面在3号煤层中布置，巷道为顺着顶板掘进，其工作面倾斜长度为300 m、走向长度为1 580 m，工作面布设了S1301 运输巷道、S1301 辅输巷道、S1301 辅运进风巷道和S1301 回风巷道。巷道顶板岩性中砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩的厚度分别为5 m、5 m、6.5 m；底板岩性中粉砂岩、泥岩的厚度分别为3.2 m 和1 m。S1301作为南一盘区工作面，四周没有开采、南接S1303 工作面，S1301 运输巷道的长度、矩形断面宽度、高度、断面面积分别为1 660 m、5 000 mm、3 800 mm、20 m2。

2 现场测量状况观察

巷道围岩变形量通过十字断面法测量，建议每2 m布设测站数量为1 个，总共布设8 个测站即可。S1301工作面运输巷道掘进作业，严格监测巷道两帮移近量、顶底板移近量，在这个过程考虑到行道底板是否发生变形问题。通过研究发现测站巷道围岩移近量会随着巷道掘进而发生改变，巷道位移量发生先升高后逐渐平稳的变化。掘进1 周后，左帮位移量为80 mm、右帮位移量为60 mm，整体变化为陡增的状态；第2~第8 周两帮保持稳定，整体位移量约为150 mm，因巷道为沿顶掘进，所以上位移量不会发生较大的改变，一般在12 mm 左右，说明巷道支护效果关系到矿井生产活动[2]。

3 巷道锚固体强度情况研究

矩形巷道掘进作业方便，但肩角位置发生形变的可能性较大，支护参数设计期间顶角锚杆、底角锚杆，应该保持一定的角度，目的为促使锚杆形成压缩承载体，为正常构建矩形巷道支护承载力学模型奠定坚实的基础[3]。锚杆承载体承受垂直压力通过Fn表示，巷道锚固承载体强度通过q 表示：

式中：b 为锚固体压缩带厚度，m；Da为锚杆间距，m；Db为锚杆排距，m；Dmax为锚杆间排距，m；Pi为巷道支护体强度，MPa；Ф 为内摩擦角，（°）；δs为锚杆杆体屈服强度，MPa；R1为顶板圆弧半径，m；β 为圆弧对应圆心角度，（°）；α 为锚杆压缩角度，（°）；L 为锚固力度。

通过结果2 可以看出，锚杆直径加大、锚杆长度加大，锚固承载体强度会发生变化，岩层内聚力、内摩擦角提升，则会使得锚固承载体强度随之改变。保证锚杆材质、长度、间排距满足要求，可促使巷道围岩更加稳定。

4 综放工作面大断面沿顶巷道支护设计优化方法

4.1 巷道支护参数设计优化方法

顶板可使用锚网梁联合锁进行支护作业，锚杆选择MGLW500 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，通过树脂药卷锚固作业，锚杆间排距设置800 mm、800 mm，顶部每排均设置6 根锚杆，锚固力为180 kN。金属网通过8 号铁丝进行编织，网格尺寸40 mm×40 mm，锚索采取Ф22 mm×8 200 mm 钢绞线，以3-4-3 的方式布置即可，其中3 根和4 根锚索间排距分别设置为1 500 mm、1 000 mm，锚固方式为树脂药卷锚固，张拉力在350 kN 左右，钢筋梯子梁使用的为圆钢双筋梯子梁。

巷道选择钢网、W 钢带支护，选择MGLW500 无纵筋肋螺纹钢式树脂锚杆尺寸为Ф22 mm×2 400 mm锚固的方式同样为树脂药卷锚固。锚杆间排距、两帮布置锚杆数量、锚固力分别为800 mm×800 mm、4根、150 kN，金属网编织、网格尺寸同上，要求每根锚杆配置一个W 钢带。

4.2 巷道围岩模拟优化方法

为评判巷道支护参数是否可行，建议通过相似模拟实验的方式验证，没有支护条件下巷道顶板冒落破坏，完善支护计划后巷道变形量不会受到严重影响，而且利于顺利进行回采作业。可见，锚杆支护长度的确定，直接关系到锚固承载体承载方面能力、巷道围岩稳定。没有支护状态和优化支护状态的情况，如图1、图2 所示。

图1 无支护状态

图2 优化后的支护状态

4.3 锚杆类型和支护结构优化方法

4.3.1 悬吊优化方法

因为上部有采空区，地质条件特殊情况下使用长锚索悬吊无法实现，所以建议通过悬吊+限制锚杆加固组合梁、锚索钢梁进行处理，支护方式选用高强预紧力锚杆和锚索钢带。

4.3.2 组合梁优化方法

在组合梁理论下使用高强度高预紧力锚杆，目的为促使巷道顶煤、顶板岩层组合形成组合梁，有效提升组和岩层承载方面的能力。

4.4 预紧力优化方法

锚杆预紧力合理可保证顶板岩层没有离层，减小顶板岩层拉应力区域，模型计算获得锚杆排距在1.2 m左右，有助于获取最理想的预紧力数值，然后构建有限元软件模型。预紧力保持30 kN 的时候，围岩不会出现离层、位移量过大的现象，然而巷道上方1 m 左右位置有拉应力，这时为保证整体锚固效果，则建议通过提高预紧力、减小拉应力分布区域的方式进行处理。

4.5 锚杆直径优化方法

联系锚杆预紧力情况、考虑到围岩应力，将安全系数确定为1.4 倍，通过计算锚杆可使用Q500、直径为20 mm，杆体力学性能参照理论屈服强度在150 kN左右，抗拉强度在220 kN 以上。

4.6 构建模型优化方法

为保证辅运巷道支护参数设置合理，要求根据有限差分计算程序FLAC 3D，进行各个支护参数模拟分析工作，经对巷道围岩应力、塑性区、变形相关状况研究获得适合的支护计划。其中锚杆、长度、间排距、锚索直径、长度、排距分别设定为22 mm、2 400 mm、1 000 mm×1 000 mm、18 mm、8 200 mm、2 800 mm。除此之外，应对所有支护计划巷道围岩应力、位移变化进行分析和研究，在这个阶段认真做好顶板、煤层、底板协调工作，然后确定数值模型长度为55 m、宽度为15 m、高度为50 m，划分了不同的单元及节点，使用的为Mohr-Coulomb 模型。

4.6.1 岩层物理力学性质情况分析

1）基本顶弹性模量、泊松比、内聚力，以及内摩擦角、密度和抗拉强度分别为37.8 GPa、0.36、21.2 MPa、35°、2 580 kg/m3、3.85 MPa；

2）直接顶弹性模量、泊松比、内聚力，以及内摩擦角、密度和抗拉强度分别为12.4 GPa、0.40、16.5 MPa、23°、1 950 kg/m3、2.76 MPa；

3）煤层弹性模量、泊松比、内聚力，以及内摩擦角、密度和抗拉强度分别为5.91 GPa、0.34、5.78 MPa、15.6°、1 680 kg/m3、1.35 MPa；

4）直接底弹性模量、泊松比、内聚力，以及内摩擦角、密度和抗拉强度分别为39 GPa、0.46、27.2 MPa、36.1°、2 660 kg/m3、5.48 MPa；

5）基本底弹性模量、泊松比、内聚力，以及内摩擦角、密度和抗拉强度分别为45.2 GPa、0.39、23.2 MPa、32.56°、2 640 kg/m3、4.11 MPa。

4.6.2 煤层顶底板状况

基本顶岩石名称为中、细砂岩，厚度为21 m，岩石主要特征为灰白色中细互层；直接顶岩石名称为砂质泥岩、5-1 煤，厚度为10 m，岩性主要特征为黑灰色泥岩、质地较软；直接底岩石名称为砂质泥岩，厚度为4 m，岩性主要特征为呈黑色砂质泥岩、为泥质胶结、质软的状态。

5 结语

巷道支护结构构建力学模型，可以保证锚杆长度、锚杆间排距、锚杆直径等设置合理、科学，提高锚固体承载水平。本文通过对S1301 运输巷道支护计划进行优化，经模拟实验证实支护计划的可行性，利于确保巷道的完整。现场测量获得巷道两帮围岩移近速度，按照升高——降低的顺序发生改变，并且巷道顶板移近速度发生了一定改变，处于稳定的状态。巷道围岩移近量升高后保持稳定，底板不会发生变形现象，顶板变形量最大在12 mm 左右，因而对巷道支护设计进行优化处理，以此满足矿井生产方面的需要，推动煤矿企业的可持续发展。