武润虎

（晋能控股煤业集团兴峪公司，山西 阳泉 045000）

1 工程概况

阳煤集团兴峪煤矿现阶段主采15#煤层。15#煤层为简单结构煤层，倾角0°～15°，平均3°，煤层平均厚6.0 m，一般含矸2 层，煤层中下部夹石厚度为0.1 m，下部夹石厚度0.01 m，瓦斯含量11.3 m3/t。15502 工作面埋深334～438 m，东部为五采区大巷，西部距矿界相距20 m与坤宁煤矿相邻（实体煤田），北部为15503 工作面（已采），南部为15501 工作面（实体煤田）。15#煤基本顶为K2 灰色石灰岩，直接底为黑色砂质泥岩，基本底为K2灰色石灰岩，顶底板岩层具体情况详见表1。为彻底解决上隅角瓦斯浓度超限问题，在15502 工作面实行“一进一回+低位抽放巷”的巷道布置方式。15#煤15502 工作面低位抽放巷是服务于15502 综采放顶煤工作面的回风及专用排瓦斯巷，巷道需承担工作面采前预抽与采后抽放采空区瓦斯的双重任务。为保障其掘巷阶段及后期应用期间的围岩稳定性，对其合理层位及支护方式展开研究。

表1 15#煤顶底板岩性特征

2 低位抽放巷布置层位分析

煤与瓦斯矿井按照防突规范要求，岩巷掘进期间与煤层间的垂直距离不应小于5 m，低位抽放巷与煤层间距越大，对于上隅角瓦斯浓度的控制效果越弱，而巷道与煤层间距越小，对于下行抽放钻孔的施工越有利。综合考虑低位抽放巷的施工、安全、抽放效果等因素，确定低位抽放巷与煤层顶面的垂直合理范围为5～9 m，如图1 中所示灰色区域。当低位抽放巷布置在图1 所示的灰色区域时，其与回风巷的水平距离的合理范围可采用下式进行计算[1]：

图1 运输顺槽掘进工作面破坏情况图（m）

式中：Hg为低位抽放巷底板与煤层顶面的垂直距离，取5～9 m；L0为采空区内“O”型圈宽度，取20 m；Lg为低位抽放巷宽度，取4.5 m；54°为采空区顶板回采侧破断角。将上述参数代入式（1）计算可得，低位抽放巷与回风巷的水平距离取值范围2.77～22.04 m。结合15502 工作面顶板岩层厚度、岩性等特征，设计将15502 工作面低位抽放巷布置在15#煤上部黑色泥岩中，以第一节石灰岩为顶板向西掘进，距15#煤层6.8 m，巷道顶板为K2 石灰岩，两帮为泥岩，与回风巷的水平距离取10 m。

3 低位抽放巷围岩控制技术研究

3.1 围岩破坏范围理论分析

15502 低位抽放巷围岩为Ⅱ类，围岩地质条件良好，因此设计采用锚网索支护方式。首先，通过理论分析确定巷道存在潜在破坏风险围岩的范围，采用自然平衡拱理论分析顶板存在冒落风险岩层的厚度，其理论分析模型如图2。巷道顶板岩层冒落高度c和两帮岩层破坏深度b计算公式[2-3]：

图2 围岩破坏范围理论分析模型

式中：kc为应力集中系数，取5.0；f为岩层普氏系数，石灰岩f=8，泥岩f=2.5；γ为顶板岩层的容重，取2.5×103kg/m3；φ为内摩擦角，石灰岩取30°；Bc为影响系数，取2.0；h为巷道高度，取3.0 m；H埋深为410 m；a巷道宽度为5.0 m。通过上式计算可得，巷道顶板存在冒落风险岩层的高度c=0.49 m，两帮围岩破坏深度b=1.19 m。

3.2 支护设计及数值模拟验证

结合上述理论分析计算结果，参考兴峪煤业回采巷道现有支护经验，设计顶板及两帮锚杆规格为Ф20 mm×L2000 mm，顶板锚索规格Ф18.9 mm×L5300 mm，能够满足顶板及两帮支护需要。为确保15502 低位抽放巷满足在工作面回采期间的使用断面要求，应用FLAC3D软件建立三维数值计算模型[4]，研究锚杆、锚索布置参数对巷道变形量的影响。锚杆布置方案：1）顶板支护每排5 根锚杆，间排距1.1 m，两帮每排各4 根，间距0.8 m，排距同顶板锚杆；2）顶板支护每排6 根锚杆，间距0.9 m，排距1.0 m，两帮每排各3 根，间距1.2 m，排距同顶板锚杆；3）顶板支护每排6 根锚杆，间距0.9 m，排距1.1 m，两帮每排各4 根，间距0.8 m，排距同顶板锚杆。通过数值模拟研究得到，15502 工作面回采期间，15502 低位抽放巷表面变形量变化规律如图3（a）所示。确定巷道锚杆布置参数后，进行顶板锚索布置参数的研究，设计锚索布置方案为“111”“121”“222”三种，整理得到巷道表面变形量的数值模拟结果如图3（b）所示。根据图3（a）可以看出，锚杆布置采用方案3 时，巷道表面变形量均较小，锚杆支护密度也相对适中，对围岩控制效果良好，因此确定锚杆采用方案3 布置方式；由图3（b）可以看出，增加锚索支护后巷道顶板下沉量大幅度减小，锚索布置方式由“111”变化为“121”后，顶板下沉量由197 mm 减小为157 mm，减小幅度为20.3%，底板底鼓、两帮外鼓量也同样明显减小，支护效果提升明显；锚索布置方式由“121”变化为“222”后，巷道表面变形量无明显差异，表明继续增大锚索安装密度对于围岩稳定性影响不大。因此确定顶板锚索布置方案为“121”。

图3 锚杆、锚索支护参数对围岩变形量影响规律

3.3 15502 低位抽放巷支护方案

结合上述研究成果，设计15502 低位抽放巷支护详情：顶板采用Ф20 mm×2400 mm 的螺纹钢锚杆，角锚杆向外侧倾斜20°，间排距0.9 m×1.1 m，配套使用110 mm×110 mm×10 mm 蝶形托板，减磨垫及半球垫，使用CKb2335、K2360 锚固剂各一支，锚固剂长度不小于900 mm，预紧力40 kN。锚索规格Ф18.9 mm×5300 mm，使用CKb2335 锚固剂一支和K2360 锚固剂两支，预紧力200 kN。帮锚杆规格与顶板相同，间排距为0.8 m×1.1 m，使用K2360 锚固剂一支，锚固剂长度不小于600 mm。巷道顶、帮网必须布置均匀，网片搭接距离100 mm，链网丝间距为200 mm，链网时采用14#铁丝对折成双股，双丝双扣，绑扎牢固，拧结量不得少于3 圈。15502 低位抽放巷支护如图4。

图4 15502 低位抽放巷支护详情（mm）

4 巷道矿压观测结果及分析

为保障15502 低位抽放巷围岩稳定，在掘巷阶段进行矿压综合监测，正常条件下布站间距100 m/组，整理得到掘巷初期巷道表面变形量、锚杆、锚索受力变化曲线如图5。在掘巷支护约12 d 后，巷道表面位移量不再增大，顶底板移近量为83 mm，两帮移近量为58 mm，表面变形量在设计允许范围内，为巷道在后续工作面生产期间发挥作用提供可靠保障；顶板和两帮锚杆的初始预紧力约为31.5 kN，掘巷约20 d 后锚杆载荷已稳定，顶锚杆和帮锚杆载荷为96 kN、82 kN，支护所用锚杆的屈服荷载约为200 kN，锚杆支护载荷保有较大的富余系数，能够保障低位抽放巷服务期间的围岩稳定。

图5 矿压跟踪监测结果

5 结论

以兴峪煤业15502 低位抽放巷实际地质条件为依据，通过理论分析计算、数值模拟、矿压监测等手段，研究低位抽放巷的合理布置层位和支护参数。主要成果：低位抽放巷布置在距煤层顶面6.8 m 的泥岩中，与回风巷水平距离为10 m，巷道顶板存在潜在冒落风险岩层的高度为0.58 m，帮部破坏深度1.23 m，顶锚杆间排距0.9 m×1.1 m，帮锚杆0.8 m×1.1 m，顶锚索布置方式“121”，掘巷阶段顶底板移近量稳定在83 mm，两帮移近量58 mm，锚杆载荷仅为其屈服破坏强度的45%～50%，围岩控制效果较好，能够保障低位抽放巷服务期间的围岩稳定。