于志慧

（西山煤电股份有限公司 镇城底矿，山西 古交 030203）

由于煤层的开采引起回采空间周围煤岩层应力重新分布，如果相邻工作面巷道支护方式不合理，极可能出现大变形而导致巷道难于维护、使用。为保证安全施工及减少二次维护费用，必须对动压巷道支护进行系统研究，对支护参数进行优化设计。

1 工程概况

1.1 孤岛动压工作面基本概况

西山煤电股份公司镇城底矿22613工作面位于+760水平南六采区，所采煤层为2.3#煤，地面标高为1080～1189m，工作面标高为790～810m，盖层厚度为270 ～399m.

22613工作面井下位于南六采区，东为22615工作面（已回采），西为22611工作面（已回采），南为22620工作面，北东为金之中小煤矿。22613工作面为孤岛工作面，22613轨道巷为动压巷道。

1.2 动压巷道围岩条件

22613工作面轨道巷沿2.3#煤层掘进，煤层稳定，煤层结构为：2.2（0.4）0.50m，煤层厚度为3.10 m，整体呈单斜构造，大致由北西向南东倾斜，煤层倾角平均为3°.

2.3#煤伪顶为泥岩，厚度为0 ～0.3m，随掘随冒；直接顶为砂质泥岩与细砂岩互层，厚度为1.15 m，局部伪顶发育；老顶为砂质泥岩与细砂岩互层，厚度为8.43m，呈灰黑色，以砂质泥岩为主；底板为砂质泥岩，厚度为5.01m，黑色砂质泥岩。巷道的直接顶和直接底均以砂质泥岩为主，顶底板的稳定性较差，在掘进期间很容易引起底鼓现象。

2 围岩强度测试

测试了顶板7.2m范围内岩层的强度，见图1，以及在煤帮10m范围内煤层的强度，根据测试数据给出了强度分布特征图，见图2.根据图1，图2测试结果，可知顶板岩层及煤层强度分布的特征，见表1.

图1 顶板煤岩体强度测试结果图

3 南六采区地应力测试

镇城底矿地应力测量结果见表2.

图2 2.3#煤体强度测试结果图

表1 顶板岩层及煤层强度分布特征表

表2 镇城底矿地应力测量结果表

南六区2.3#煤层所测区域地应力分布具有以下特征：

该矿南六采区2.3#煤层所测区域地应力在量值上属于中等偏低应力值区域。区域构造应力占绝对优势。最大水平主应力方向为N67.3°W.

孤岛工作面受相邻工作面回采、巷道掘进和本工作面回采影响，煤柱和实体煤上方往往赋存着较大的动态支承压力，这些高集中应力是巷道产生动压现象的诱因，见图3，图4.由于工作面的回采会在煤柱上方形成数倍于原岩应力的应力，这种应力极易导致护巷煤柱的屈服和变形，最终导致相邻工作面的回采巷道出现两帮鼓出、兜包、片帮和低帮断裂鼓起。

4 孤岛工作面动压巷道支护参数优化

4.1 数值模拟分析

南六采区22613工作面轨道巷与相邻22611工作面采空区间隔30m宽度煤柱，22611工作面于2013年完成回采，工作面布置见图5，工作面采空区的稳定是一个长期的过程。22613轨道巷服务期间22611采空区尚未完全稳定，顶板岩层活动产生的残余支承压力将会对22613轨道巷产生显著的影响，加大了巷道支护难度，如果巷道支护不合理，有可能出现顶板破碎下沉，甚至可能出现冒顶的状况。为更好地了解围岩受力状态，采用大型FLAC3D数值软件，分析22613轨道巷的围岩受力和变形特征，为合理的支护参数提供依据。

图3 采空区周围应力重分布图

图4 护巷煤柱在回采工作面前后方的应力分布图

图5 试验工作面22613平面布置简图

4.2 模型建立

根据试验22613 面地质条件，建立相应的FLAC3D数值模型，模型尺寸为250000×100000×50000（mm），划分为343750节单元和359856个节点，见图6.根据地质力学测试结果知，所测区域最大水平主应力：σH=10.58MPa，最小水平主应力：σh=5.44MPa，该区段巷道平均埋深为335m，计算可得垂直主应力选取为：σv=9.375MPa.在建模过程中严格按照地质剖面图的尺寸，坐标系采用直角坐标系，XOY平面取为水平面，Z轴取铅直方向，并且规定向上为正，整个坐标系符合右手螺旋法则。三维模型的边界条件取为：上部为自由边界，四周和底部采用铰支。

图6 数值模型图

4.3 模拟结果分析

工作面回采过程中在工作面前方煤体和侧方煤柱上形成支承压力集中，会对巷道产生影响。

4.3.1 工作面回采后煤柱支承压力分布

模拟首先计算了22611工作面回采过后，在侧向煤体中形成的支承压力分布状况。

1）煤柱一侧采空后，受到强烈采动影响，煤柱在靠近采空侧应力急剧增加至35.6MPa，应力集中系数达到4.25，距煤帮距离约为2.0m.

2）侧向支承压力的峰值随着向煤柱的深部移动逐渐呈递减趋势，当增加到一定距离时接近于原岩应力。考虑到22613工作面同22611工作面间的煤柱宽度为20m，煤体中的支承压力为12MPa，应力集中系数为1.4，高于原岩应力，那么在此范围掘进巷道，必然会受到支承压力的作用。

从上面的分析可以看出，在22613轨道巷掘进的位置，煤体中呈现出了应力集中，虽然应力集中程度并不高，但是由于工作面回采过后，采空区的应力变化是一个动态的过程，导致煤柱上赋存着巨大的动态支承压力，使得巷道更加难以维护。

4.3.2 轨道巷掘进时煤柱支承压力分布

当22613轨道巷掘进时，围岩呈现出以下特征：

1）轨道巷掘进时改变了围岩原有的应力分布状态，围岩的应力由12MPa升至14.6MPa，并且使得靠近采空区边缘的煤柱中支承压力也发生了改变，支承压力峰值达38.9MPa，应力集中系数达到4.64.

2）煤柱宽度为20m时，工作面回采产生的支承压力仍会影响巷道周围的应力分布，在距离巷道左帮边缘至煤柱内2.0m，围岩的应力呈现出一个急剧减小的过程，通过矿压理论可知，该范围内的煤体发生了屈服破坏，在巷道支护时必须控制住该屈服范围的增加。

采空区上覆岩层的结构处于动态变化过程，22613轨道巷将长时间持续受到采动作用，巷道变形将长期处于增长趋势，应尽量减小该巷道的放置时间。

4.4 巷道支护参数优化

为了提出更加合理的支护方案，对现有的支护方案进行分析：

22613轨道巷掘进长度约700m，巷道宽4.5m，高3.0m，现有的支护方式为：顶板锚杆规格为d20-M22-2200mm，间排距：1000mm×900mm；帮锚杆采用d20-M22-2200mm，间排距：1000mm×900mm；锚索规格d17.8-1×7-6500（mm），间排距：1200mm×1800mm，矩形布置；锚杆预紧力矩175N·m，锚索的预紧力≥120kN.根据对支护材料及支护参数分析得出以下结论：1）锚杆锚索预应力重视程度不够。2）支护形式较为单一。3）动压巷道帮部支护强度偏弱。

4.4.1 对巷道支护参数进行优化

1）巷道顶板支护。

巷道宽4.5m，高3.0m.锚杆形式和规格：杆体为直径d22mm的左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号400#，长度2.4m，杆尾螺纹为M24，采用树脂加长锚固；采用W 钢带加金属网护顶；顶锚杆排距1000mm，每排5根锚杆，间距1000mm.锚杆预紧力矩：≥300 N·m.锚索形式和规格：公称直径22mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度5300mm.锚索布置：采用二二布置，每隔2.0m布置2根，间距2000 mm，垂直顶板岩层安装。锚索预紧力：200kN.

2）两帮支护。

锚杆形式和规格：杆体直径d22mm的左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号400#，长度2.4m，杆尾螺纹为M 24.树脂锚固，采用W 钢护板加金属网护帮，帮锚杆排距1000mm，每排3根锚杆，间距1000mm.锚索形式和规格：公称直径22 mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度4 300mm，锚索布置：采用二二布置，每隔2.0m布置2根，间距2000mm，最上一根距顶板500mm，垂直顶板岩层安装。锚索预紧力：200kN.

5 结 论

通过与北京天地公司合作，22613轨道巷采用了优化后的支护方案，取得良好的效果。目前，22613工作面已经回采剩余90m，轨道巷在掘进及回采期间均未出现较大变形，减少了巷道二次维护工程和维护费用。通过对支护材料消耗量分析，通过分析以前类似巷道的材料消耗，原支护方案消耗1753元／m，二次维护费用约1200元／m，合计需要消耗约2953元／m，而优化后的支护方案消耗2117元／m，无需进行巷道的二次维护。

综上所述，优化后的支护方案具有以下优点：

1）支护参数优化后能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护。

2）遵循了“三高一低”原则，即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度、刚度，保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上锚杆数量，提高掘进速度。

3）保证了巷道支护效果和安全程度，并且经济合理，降低了巷道支护综合成本。

［1］ 侯朝炯.巷道围岩控制［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2012：16-55.

［2］ 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1994：33-47.

［3］ 钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2003：35-54.

［4］ 胡艳峰.近距离煤层群开采底板巷道围岩控制技术研究［D］.徐州：中国矿业大学硕士学位论文：2-3.

［5］ 李宇龙，丁国锋，马海涛.受邻近工作面采动影响的巷道加固研究与实践［J］.现代矿业，2013，7（7）：40-42.

［6］ 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1994：48-50.