王鳳艮

摘 要：文章以燕子山礦309盤區(qū)工作面巷道為工程背景，針對本礦地質(zhì)條件較為復雜及地壓較大的特點，工作面順槽大斷面煤巷較難支護為研究目的，通過理論分析、工程實驗、現(xiàn)場監(jiān)測和數(shù)據(jù)分析，得出最佳的巷道支護方案，本次研究利用三種支護方案，利用激光測距儀和頂板離層儀分別對巷道位移量和頂板離層量進行監(jiān)測，通過對支護效果的對比，得出能夠確保巷道穩(wěn)定與安全支護方案。

關鍵詞：燕子山礦；煤巷支護；頂板離層；現(xiàn)場監(jiān)測

巷道支護是礦井生產(chǎn)過程中的一項重要工作，也是一項較為復雜的系統(tǒng)工程。每個生產(chǎn)礦井都應將如何采用較低的支護成本達到較好的支護效果，保證礦井安全高效的生產(chǎn)，作為井下巷道支護的終極目標。

文章基于燕子山礦井下309盤區(qū)的實際生產(chǎn)地質(zhì)條件，通過理論與實踐相結合，分析與實踐相論證的方法，對該礦井下巷道支護進行深入研究，以確定合理的支護方案，為安全生產(chǎn)服務。

1 井田概述

燕子山礦隸屬于大同煤業(yè)股份有限公司，井田位于大同煤田西北邊緣，井田面積為55.2936km2，生產(chǎn)規(guī)模為4.0Mt/a。

本礦井田地層傾角4～10°，井田構造屬于寬緩褶曲帶，礦井主采14號煤層賦存于山西組中下部，上距K8砂巖22.01～51.05m，平均33.26m，下距K7砂巖7.73m，煤層厚度為2.46～8.25m，平均4.52m。

本礦井田內(nèi)14號煤層偽頂為砂質(zhì)泥巖，約0.15～0.29m，隨采隨落；直接頂為泥巖，厚度16m左右。老頂為砂巖，厚約10m左右。底板巖性為泥巖，厚約6.23m。

隨著礦井服務年限的增加，礦井所采煤層的井下生產(chǎn)地質(zhì)構造及水文條件等更加復雜。在生產(chǎn)過程中，發(fā)現(xiàn)部分井下巷道局部變形較為嚴重，為了保證礦井生產(chǎn)安全，創(chuàng)建安全高效礦井，急需對礦井309盤區(qū)井巷支護進行論證，確定最為經(jīng)濟合理的支護方案。

2 現(xiàn)有井巷狀況

該礦309盤區(qū)順槽巷道采用矩形斷面，錨網(wǎng)索支護，巷道凈寬4.5m，凈高2.6m，凈斷面11.70m2。

由于工作面走向長度較長、推進速度較慢，致使順槽巷道局部巷道變形較為嚴重，局部出現(xiàn)冒頂現(xiàn)象，如圖1[1]。

3 支護方案設計

根據(jù)該礦以往生產(chǎn)經(jīng)驗，順槽巷道均采用錨桿進行支護。錨桿支護的關鍵是確定錨桿支護的間排距，本次研究根據(jù)該礦309盤區(qū)實際的巷道圍巖巖性和強度、地質(zhì)構造、地應力等因素，確定了三種支護方案進行比較。

本次研究采用動態(tài)研究方法，通過實驗、監(jiān)測、數(shù)據(jù)采集、數(shù)據(jù)分析和方案修改，最終確定最為經(jīng)濟合理的錨桿支護參數(shù)，符合礦井生產(chǎn)的實際需要[2] [3]。

4 支護工程實驗

文章以309盤區(qū)8912工作面運輸順槽為研究對象，該巷道為矩形斷面，錨網(wǎng)索支護，巷道凈寬4.5m，凈高2.6m，凈斷面11.70m2。根據(jù)理論計算的結果，巷道支護采取如下三個方案：

方案一：頂錨桿間排距為900mm×1000mm，幫錨桿間排距為1000mm×1000mm，頂錨索間排距為2000mm×2000mm。

方案二：頂錨桿間排距為900mm×900mm，幫錨桿間排距為900mm×900mm，頂錨索間排距為1800mm×1800mm。

方案三：頂錨桿間排距為800mm×800mm，幫錨桿間排距為800mm×800mm。頂錨索間排距為1600mm×1800mm。

實驗對309盤區(qū)采用三種支護方案各施工150m順槽巷道，同時組織工程技術人員進行監(jiān)測。

5 監(jiān)測方案

錨桿支護監(jiān)測應在保證不破壞圍巖結構的前提下實現(xiàn)對圍巖支護結構的變形、應力、離層以及破壞狀態(tài)等信息的快速量測，為及時修正支護設計提供可靠依據(jù)[4]。

5.1 監(jiān)測方法及工具

（1）使用LBY-2型頂板離層儀對順槽巷道頂板離層的情況進行監(jiān)測；每種支護方案設3個監(jiān)測點，全段巷道共設9個監(jiān)測點。

（2）使用DT500型激光測距儀對頂?shù)装搴蛢蓭臀灰埔平窟M行監(jiān)測。

5.2監(jiān)測結果分析

5.2.1巷道頂板離層數(shù)據(jù)分析

本次監(jiān)測時間為巷道從開掘到形成的5個月，監(jiān)測數(shù)據(jù)如下。

分析表1得知，支護方案一的頂板離層量明顯接近頂板下沉極限50mm，需采取有效措施加強支護防止頂板事故發(fā)生。支護方案二的頂板離層量很好的將頂板下沉量控制在15mm范圍內(nèi)，處于頂板離層允許的控制值，同時支護強度明顯小于方案三，經(jīng)濟效果顯著。方案三頂板離層量相對較小，但可以看出支護強度明顯過大，造成了過渡支護，經(jīng)濟效果不好。

5.2.2 巷道表面變形分析

本次研究針對每個支護方案，在順槽巷道內(nèi)各設三個巷道表面形變觀測站，對9個監(jiān)測站進行連續(xù)120天觀測，得到巷道表面形變情況，監(jiān)測數(shù)據(jù)見表2，巷道連續(xù)變形位移量見圖2和3。

從表2可知，采用支護方案一進行順槽巷道支護時，兩幫的位移量及頂板下沉量較大，而采用支護方案二和方案三的位移量得到很好的控制。且兩種方案頂板及兩幫位移量較為接近，皆為控制在巷道允許的變形范圍內(nèi)。而方案二支護成本明顯優(yōu)于方案三，因此方案二為最佳支護方案。

4.2.3 巷道支護方案選擇

選擇支護方案：頂錨桿間排距為900mm×900mm，幫錨桿間排距為900mm×900mm，頂錨索間排距為1800mm×1800mm。支護布置方式詳見順槽巷道支護布置圖4～6。

6 結束語

通過三組支護方案實驗得出結論，當頂錨桿間排距為900mm×900mm、幫錨桿間排距為900mm×900mm、錨索間排距為1800mm×1800mm時，能夠確保巷道穩(wěn)定與安全，很好的控制住頂板的下沉量和巷幫的位移量。本次研究可為大同礦區(qū)類似開采條件下的礦井煤炭開采提供巷道支護方案參考，具有顯著的借鑒意義。

參考文獻

[1]崔廷鋒，張東升，范鋼偉.淺埋煤層大采高工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及支架適應性[J].煤炭科學技術，2011.

[2]趙慶彪，侯朝炯，馬念杰.煤巷錨桿-錨索支護互補原理及其設計方法[J].中國礦業(yè)大學學報，2005.

[3]王碧清，黃永安，苗彥平.張家峁煤礦15201試采工作面礦壓規(guī)律研究[J].陜西煤炭，2010.

[4]楊雙鎖.煤礦回采巷道圍巖控制理論探討[J].煤炭學報，2010.

[5]煤礦安全規(guī)程專家解讀編委會.《煤礦安全規(guī)程》專家解讀[M].徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2011.