王 東

（華陽集團新景公司，山西 陽泉 045000）

1 工程概況

山西陽泉新景礦8218 工作面位于8#煤蘆南區(qū)北翼采區(qū)，東為8127 工作面（已掘），南為8#煤蘆南區(qū)北翼采區(qū)大巷，西為8129 工作面（未掘），北為525 m 水平中條帶大巷。工作面開采8#煤層，煤厚2.34～3.54 m，平均厚度2.94 m；煤層傾角2°～10°，平均傾角6°；煤層節(jié)理裂隙較為發(fā)育。工作面頂板巖層為黑色泥巖和中粒砂巖，底板巖層為砂質(zhì)泥巖和中粒砂巖，頂?shù)装鍘r層特征如圖1。8218 工作面進風(fēng)巷沿煤層底板掘進，進風(fēng)巷長度為340 m，掘進斷面為矩形斷面，斷面寬×高=5.2 m×3.0 m。根據(jù)工作面頂?shù)装鍘r層特征可知，煤層頂板上為8.08 m 的泥巖層，屬于軟弱頂板。現(xiàn)為保障8218 工作面進風(fēng)巷圍巖的穩(wěn)定，特進行圍巖控制技術(shù)的研究。

圖1 工作面頂?shù)装鍘r層特征圖

2 錨桿支護參數(shù)分析

當(dāng)巷道采用錨網(wǎng)索支護時，錨桿支護中主要的支護參數(shù)包括錨桿長度、錨桿密度、錨桿預(yù)緊力、錨桿角度、錨固形式、組合構(gòu)件的支護形式等。結(jié)合8218 工作面頂板軟弱巖層的特征，主要進行錨桿長度、錨桿密度和組合構(gòu)件支護形式分析，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進行各項參數(shù)的分析，具體分析如下：

（1）錨桿長度。錨桿桿體深入巖層中的長度越大，錨桿的作用范圍便會越大，會在一定程度上增加壓應(yīng)力的厚度，減小錨桿中部和尾部壓應(yīng)力的區(qū)域范圍。錨桿長度與施加預(yù)應(yīng)力的大小呈一定的正比關(guān)系[1-3]，改善圍巖預(yù)應(yīng)力擴散的主要途徑包括提升預(yù)應(yīng)力和減小錨桿長度?；诠ぷ髅娴刭|(zhì)條件，結(jié)合礦井工程實踐，設(shè)置錨桿預(yù)緊力為300 N·m，設(shè)置錨桿長度分別為1.6 m、2.0 m、2.4 m 和2.6 m進行對比分析。根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果得出不同錨桿長度下圍巖應(yīng)力分布如圖2。

圖2 不同錨桿長度下圍巖應(yīng)力分布云圖

分析圖2 可知，在錨桿長度為1.6 m 時，錨桿支護范圍內(nèi)的有效壓應(yīng)力區(qū)的厚度較小，支護效果較差，無法達到錨桿主動支護的目的；當(dāng)錨桿長度為2.4 m 時，錨桿的中、尾部的壓應(yīng)力呈現(xiàn)出較小的現(xiàn)象，這即表明錨桿預(yù)緊力在中尾部的擴散效果較差；錨桿長度為2.6 m 時，錨桿支護效果及周圍圍巖體的分布特征與錨桿長度為2.4 m 時基本相同；當(dāng)錨桿長度為2.0 m 時，能夠看出錨桿在錨固全長范圍內(nèi)壓應(yīng)力擴散均較好，錨桿整體支護效果好，即表明錨桿預(yù)緊力在該長度下擴散效果最佳。

（2）錨桿密度。合理的錨桿密度，各根錨桿預(yù)應(yīng)力在圍巖體內(nèi)的作用范圍會彼此重疊，預(yù)應(yīng)力在圍巖內(nèi)的擴散會形成一個整體，進而達到有效控制圍巖變形的目的[4]。基于工作面的地質(zhì)條件，分別進行錨桿間排距為0.6 m、0.8 m、1.0 m 和1.4 m的模擬分析，模擬結(jié)果如圖3。

圖3 不同錨桿密度下圍巖應(yīng)力分布云圖

分析圖3 可知，錨桿間排距為1.4 m 時，錨桿間的預(yù)應(yīng)力不能彼此重疊；當(dāng)錨桿間排距為0.6 m或0.8 m 時，錨桿間預(yù)應(yīng)力重疊部分較大，存在著支護過度的情況；當(dāng)錨桿間排距為1.0 m 時，各根錨桿間預(yù)應(yīng)力剛好達到相互重疊，錨桿起到整體控制頂板的作用，支護效果較好，且經(jīng)濟合理。

（3）組合構(gòu)件。為分析組合構(gòu)件W 型鋼帶在支護結(jié)構(gòu)中的作用，采用巷道內(nèi)設(shè)置相同的錨桿支護，對比分析巷道在有W 型鋼帶支護和無W 型鋼帶支護時圍巖應(yīng)力分布的差異，具體模擬結(jié)果如圖4。

圖4 巷道采用支護構(gòu)件前后圍巖垂直應(yīng)力分布云圖

分析圖4 可知，巷道圍巖支護中未采用W 型鋼帶時，每根錨桿形成的附加應(yīng)力場是彼此分離的狀態(tài)，此時錨桿間巖體因為受到錨桿形成的附加應(yīng)力場的作用，圍巖得不到較好的支護；當(dāng)巷道圍巖支護中采用W 型鋼帶時，錨桿形成的附加應(yīng)力場會沿著W 型鋼帶的走向不斷擴散，進而通過W 型鋼帶與相鄰錨桿的附加應(yīng)力場疊加，形成一個疊加應(yīng)力場，達到有效支護巷道圍巖的目的?；谏鲜龇治隹芍锏绹鷰r支護方案中采用W 型鋼帶可有效擴散錨桿的附加應(yīng)力場，使相鄰錨桿間形成疊加應(yīng)力場，進而使得錨桿成為一個支護整體，一次顯著提升錨桿的支護效果。

3 圍巖控制技術(shù)

3.1 支護方案

根據(jù)8218 工作面進風(fēng)巷的地質(zhì)條件，結(jié)合上述錨桿支護參數(shù)的分析結(jié)果，為確保巷道圍巖的穩(wěn)定，設(shè)計巷道采用錨網(wǎng)索+鋼帶聯(lián)合支護。錨索支護參數(shù)設(shè)計時，充分考慮將淺部破碎巖體錨固至深部穩(wěn)定巖層中原則[5-6]，結(jié)合礦井生產(chǎn)實踐經(jīng)驗確定。具體支護方案如下：

（1）頂板支護。頂板錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規(guī)格為Φ20 mm×2000 mm，間排距為900 mm×1000 mm，錨桿錨固長度為1102 mm，預(yù)緊扭矩為300 N·m，頂板錨桿垂直于巷道頂板布置，托盤采用拱形高強度托盤；頂板錨索采用1×7 股鋼絞線，規(guī)格參數(shù)為Φ17.8 mm×5200 mm，間排距為1800 mm×1000 mm，錨索錨固長度為1800 mm，錨索預(yù)緊力為100 kN；頂板表面鋪設(shè)10#鐵絲編制的金屬網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格為5600 mm×1100 mm，網(wǎng)片搭接100 mm；錨桿索間采用W 型鋼帶實現(xiàn)相互連接，W 型鋼帶型號為280 mm×4 mm×4800 mm。

（2）兩幫支護。兩幫錨桿規(guī)格參數(shù)同頂板錨桿，間排距為1000 mm×1000 mm，錨桿錨固長度為826 mm，預(yù)緊扭矩為200 N·m，錨桿均垂直于巷道布置；幫部錨索采用1×7 股鋼絞線，規(guī)格參數(shù)為Φ17.8 mm×4200 mm，間排距為1400 mm×2000 mm，錨索錨固長度為1400 mm，錨索預(yù)緊力為80 kN；巷幫表面鋪設(shè)10#鐵絲編制的金屬網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格為3000 mm×1100 mm，網(wǎng)片搭接100 mm；錨桿索間采用W 型鋼帶實現(xiàn)相互連接，W 型鋼帶型號為280 mm×4 mm×4800 mm。

具體8218 工作面進風(fēng)巷的支護方案如圖5。

圖5 8218 工作面進風(fēng)巷支護斷面圖

3.2 效果分析

8218 工作面進風(fēng)巷掘進期間，在掘進工作面迎頭位置布置圍巖變形監(jiān)測點，圍巖變形采用十字布點法進行監(jiān)測分析，隨著掘進工作面掘進作業(yè)的持續(xù)進行，對巷道頂板下沉量、底板鼓起量、采煤幫移近量和煤柱幫移近量進行觀測分析。基于觀測結(jié)果繪制得出圍巖變形量曲線如圖6。

圖6 巷道掘進期間圍巖變形量曲線圖

分析圖6 可知，巷道掘進期間，巷道圍巖變形中頂板下沉量相對較大，頂板下沉主要出現(xiàn)在滯后掘進工作面0～100 m 的范圍內(nèi)。當(dāng)監(jiān)測斷面滯后掘進迎頭大于100 m 后，圍巖變形速率大幅降低，圍巖變形趨于穩(wěn)定，采煤幫移近量、煤柱幫移近量和底板鼓起量的變形曲線均同頂板；監(jiān)測斷面在滯后掘進工作面120 m 時，圍巖變形基本達到穩(wěn)定狀態(tài)。最終頂?shù)装遄畲笠平繛?97 mm，兩幫移近量為270 mm，圍巖變形處于合理范圍內(nèi)。

另外，在巷道掘進期間通過頂板離層量的監(jiān)測分析得出，頂板掘進期間軟弱頂板無離層現(xiàn)象，頂板巖層在現(xiàn)有支護方案下圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)，淺部軟弱破碎圍巖與深部穩(wěn)定巖層形成了有效協(xié)同支護，實現(xiàn)了圍巖體的穩(wěn)定。

4 結(jié)論

根據(jù)8128 工作面進風(fēng)巷的地質(zhì)條件，通過數(shù)值模擬進行錨桿支護參數(shù)的分析，確定錨桿長度為2.0 m，錨桿合理間排距為1.0 m，支護組合構(gòu)件采用W 型鋼帶。結(jié)合巷道實際條件，確定巷道采用錨網(wǎng)索+鋼帶聯(lián)合支護。根據(jù)巷道掘進期間的圍巖變形觀測可知，巷道現(xiàn)有支護方案保障了圍巖的穩(wěn)定，滿足回采巷道使用要求。