白志兵

（山西西山晉興能源有限公司斜溝煤礦，山西 呂梁 033000）

0 引言

采掘交鋒是煤礦為保證交替順序進(jìn)正常進(jìn)行的一種采掘活動，國內(nèi)學(xué)者對采掘交鋒的研究意義做出闡述，對在采掘交鋒活動中破壞的巷道與煤柱做出了研究與貢獻(xiàn)[1-4]。杜貝舉[5]等對動壓巷道采取“高強(qiáng)樹脂錨桿+錨索”聯(lián)合支護(hù)，有效減少動壓巷道的破壞與頂板活動，為采掘交鋒提出了新理念；張坤等基于地應(yīng)力測試對巷道支護(hù)提出概念，對巷道支護(hù)有著積極意義，基于斜溝煤礦采掘交替巷道23110 工作面皮帶巷圍巖應(yīng)力分布對23110 皮帶巷進(jìn)行支護(hù)設(shè)計。

1 工程概況

斜溝煤礦礦位于呂梁礦區(qū)，主采主采8# 煤和13#煤層，23110 工作面煤層傾角9.0°，主要開采13#煤層厚度為5.95～16.68 m，平均13.88 m，屬于特厚煤層，埋深450 m，采區(qū)上山巷道偽斜煤層走向布置。

斜溝煤礦23110 皮帶巷圍巖取樣后力學(xué)性能測試，如表1 所示：

表1 巖石力學(xué)參數(shù)表

2 采掘交鋒巷道應(yīng)力分布特征

2.1 應(yīng)力分布（圖1）

圖1 采掘交鋒示意

當(dāng)基本頂是厚層堅硬頂板時，由于其本具有很強(qiáng)的抗破斷力，這樣在采空區(qū)將形成較長的懸臂，簡化的力學(xué)模型，如圖2 所示，計算如式（1）～式（2）所示。

圖2 工作面走向懸臂梁力學(xué)模型

式中：P0為煤幫的支護(hù)強(qiáng)度，Pa；φ0為煤層內(nèi)摩擦角，（°）；A1為側(cè)壓系數(shù)；γ 為容重，N/m3；k 為應(yīng)力集中系數(shù)；H 為埋深，m；m 為煤厚，m；c0為煤層黏聚力，Pa。

進(jìn)行受力分析，如式（3）～式（7）所示：

便于計算，討論單位矩形單元，如式（8）所示：

式中：Rt為頂板抗拉強(qiáng)度，Pa；h 為頂板厚度，m。

計算彎矩極限，可得采掘巷道支護(hù)所需應(yīng)力極限。

記基本頂沿回采方向懸頂懸臂的極限彎矩為Mmax，則由M1≤Mmax可得支護(hù)強(qiáng)度P1與懸頂長度l 關(guān)系如式（9）所示：

可知，采空區(qū)后方的懸臂l 的長度越大，采掘巷道支護(hù)阻力越大，需對巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，必要時進(jìn)行臨時支護(hù)，以免二次修巷帶來的困擾。

2.2 支護(hù)設(shè)計

極限平衡法設(shè)計巷道，先對巷道進(jìn)行歸一化處理：

巷道理論半徑，如式（10）所示：

式中：rs為巷道當(dāng)量半徑，m；S 為巷道實際面積，m2；kx為巷道斷面修正系數(shù)，1.2。

巷道理論半徑，如圖3 所示：

圖3 巷道外接圓

比較求得的當(dāng)量半徑和外接圓半徑，以其小者作為巷道理論半徑，如式（11）所示：

得順槽的理論半徑為3.09 m。

巷道周邊極限平衡區(qū)半徑R′，如式（12）所示：

式中：K1為采動影響系數(shù)，取1.6；γ 為上覆巖層體積力，取0.025 MN/m3；H 為巷道埋深，取700 m；Pi為支護(hù)阻力，取0.25 MPa；a 為巷道理論半徑，為3.09 m（3.16 m）；C 為黏結(jié)力，根據(jù)巖石力學(xué)實驗得出，取5.68 MPa；φ 為內(nèi)摩擦角，根據(jù)巖石力學(xué)實驗為28.44°；K2為煤巖體力學(xué)參數(shù)修正系數(shù)，取0.8。

采動影響系數(shù)取為1.6，巖石力學(xué)修正系數(shù)取K2=0.8。

得，塑性半徑為4.77 m。

極限平衡區(qū)深入巷道圍巖深度，如式（13）所示：

式中：Δ 為極限平衡區(qū)深入圍巖的深度。得23110 皮帶巷極限平衡區(qū)深度分別為1.68 m。

錨桿長度按式（14）計算：

式中：L 為錨桿長度，m；L1為錨桿錨固段長度，m；Δ 為極限平衡區(qū)深入圍巖的深度，m；L3為錨桿外露長度，一般取0.15 m。

錨桿長度應(yīng)為：L≥0.64+1.68+0.15=2.47 m，取錨桿長度選取2 500 mm。

錨桿按等距排列，即間距、排距相等，設(shè)為a，則如式（15）所示：

式中：Q 為錨固力，設(shè)計為錨桿屈服載荷的80%，取100 kN；K 為錨桿安全系數(shù)，一般取K=2～4，兩巷成巷時間較長，取3。γ 為巖石體積力，25 kN/m3。

所以根據(jù)計算，23110 工作面巷道支護(hù)要求a≤0.76 m，留有一點富余量，間排距選取800×800 mm。

2.3 數(shù)值模擬計算

根據(jù)斜溝煤礦生產(chǎn)條件，建立FLAC 模型，如圖4所示。

圖4 數(shù)值模擬模型建立

支護(hù)優(yōu)化后運算模型結(jié)果如下：

由圖5 分析可得。23110 巷道垂直即頂?shù)装逡平?.135 m，水平位移即兩幫移近量0.21 m；垂直應(yīng)力為1.57 MPa，水平應(yīng)力為9.18 MPa，位移與圍巖應(yīng)力均較小，符合錨固承載體支護(hù)要求，證明支護(hù)設(shè)計滿足生產(chǎn)需要。

圖5 支護(hù)后巷道數(shù)值模擬

3 圍巖控制效果分析

為了掌握斜溝煤礦23110 巷道掘進(jìn)期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，根據(jù)現(xiàn)場實際情況在23110 巷道設(shè)立測站進(jìn)行礦壓數(shù)據(jù)收集。

3.1 礦壓監(jiān)測內(nèi)容

礦壓監(jiān)測的主要內(nèi)容，如表2 所示。

3.2 表面位移觀測結(jié)果

巷道表面位移測點布置，如圖6 所示，分別測量巷道頂?shù)装逡平俊蓭鸵平?，如圖7 所示。

圖6 巷道表面位移觀測

圖7 巷道表面位移觀測

由圖7 可知，頂?shù)装謇鄯e移近量為96 mm，兩幫累積移近量為165 mm；頂?shù)装遄畲笠平俾蕿?4 mm/d，兩幫最大移近速率35 mm/d，均出現(xiàn)在測站布設(shè)后第3 d，后期圍巖移近速率較?。挥^測15 d 后，巷道圍巖變形基本趨于穩(wěn)定；巷道圍巖移近量整體不大，屬掘進(jìn)期內(nèi)圍巖應(yīng)力重新分布、變形正常釋放過程，支護(hù)合理有效。

3.3 錨桿受力觀測結(jié)果

錨桿受力觀測，如圖8 所示。

圖8 錨桿測站布置圖

安裝完畢后，對其進(jìn)行監(jiān)測讀數(shù)，根據(jù)采集數(shù)據(jù)繪制錨桿受力曲線，如圖9 所示。

圖9 錨桿受力結(jié)果圖

由圖9 可知23110 皮帶巷使用原錨桿支護(hù)方案頂板錨桿最大受力為204.6 kN，兩幫錨桿最大受力為185.8 kN；測力計（液壓枕）安裝后前3 d 變化明顯，之后逐漸趨于穩(wěn)定。滿足正常需求。

4 結(jié)論

1）對采掘交鋒23110 工作面巷道建立力學(xué)模型，得出采空區(qū)后方的懸臂l 的長度越大，采掘巷道支護(hù)阻力越大，需對巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

2）數(shù)值模擬中23110 巷道垂直即頂?shù)装逡平?.135 m，水平位移即兩幫移近量0.21 m；垂直應(yīng)力為1.57 MPa，水平應(yīng)力為9.18 MPa，位移與圍巖應(yīng)力均較小，符合錨固承載體支護(hù)要求，證明支護(hù)設(shè)計滿足生產(chǎn)需要。。

3）工程試驗表明斜溝煤礦優(yōu)化支護(hù)后將錨桿長度調(diào)整為2.5 m，支護(hù)間排距改為800 mm×800 mm可以滿足日常需求。