亢鵬飛

（山西西山晉興能源有限公司斜溝煤礦，山西 呂梁 033000）

0 引言

深部開采厚煤層造成的支護(hù)問題，會(huì)制約煤炭資源高效利用，且?guī)韲?yán)重的支護(hù)問題，對(duì)行人、運(yùn)輸都造成極大安全困擾，故深部厚煤層巷道支護(hù)問題一直是研究熱點(diǎn)與工程前沿[1-4]。國內(nèi)諸多學(xué)者對(duì)支護(hù)問題做出了研究，羅豪等對(duì)深部開采下巷道圍巖加固問題研究得出，使用多種技術(shù)手段聯(lián)合支護(hù)會(huì)對(duì)深部圍巖具有更好地改善作用[5]。

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，煤厚4.3～8.3 m，埋深450 m，18106 工作面屬典型孤島工作面，主采8#煤，平均厚度5.80 m。東側(cè)為18106 回采工作面及采空區(qū)（煤柱寬度20 m），西側(cè)為18104 采空區(qū)（煤柱寬度20 m），南側(cè)為實(shí)煤區(qū)，頂板為典型堅(jiān)硬頂板，主要構(gòu)成為粗粒砂巖與中粒砂巖，平均厚度13.56 m，巖石節(jié)理不發(fā)育，斜溝煤礦18106 工作面頂?shù)装寮懊簩尤訙y試后，力學(xué)性能測試如表1 所示：

表1 巖石力學(xué)參數(shù)表

2 支護(hù)優(yōu)化方案

原支護(hù)方案為18106 巷道均錨桿采用Φ20 mm×2 200 mm 的右旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂板間排距1 000 mm×1 000 mm，兩幫間排距1 000 mm×1000 mm，預(yù)緊力矩200 N·m，但原支護(hù)方案滿足其余正常交替開采巷道已暴露出支護(hù)不足的弊端，18106 工作面巷道因?qū)儆诠聧u工作面巷道，故亟需優(yōu)化。

2.1 理論計(jì)算

組合梁理論認(rèn)為錨桿的作用時(shí)提供軸向和切向約束，阻止巖層產(chǎn)生離層和相對(duì)滑動(dòng)，上受均布載荷q 的作用，設(shè)q=0.1 MPa，錨桿參數(shù)計(jì)算方法如下：

2.1.1 錨桿長度

錨桿長度仍由式（1）確定，L1、L3分別為錨桿外露長度和錨固長度。錨桿有效長度為L2。

固定端梁跨中點(diǎn)拉應(yīng)力為：

式中：B 為巷道跨度，m。

設(shè)巖石抗拉強(qiáng)度為σt，則頂板穩(wěn)定滿足：K1σ≤σt，即式（2）所示：

式中：K1為安全系數(shù)，取2.5；σt為巖石抗拉強(qiáng)度，取0.54 MPa。

錨桿有效長度表達(dá)式（3）為：

當(dāng)巖層數(shù)為1、2、3 時(shí)，η 分別等于1、0.75、0.7，取η=1。

根據(jù)計(jì)算，L2=2.10m，錨桿的長度L≥L1+L2+L3=0.1+2.10+0.3=2.50 m。

2.1.2 錨桿的排距

錨桿間排距相等，用a 表示，如式（4）所示：

式中：d 為錨桿桿體直徑，設(shè)為20 mm；τ 為錨桿桿體材料抗剪強(qiáng)度，查詢得469 MPa；K2為頂板安全系數(shù)，取3。

根據(jù)計(jì)算，有a≤0.771 m，錨桿間排距為0.8 m。

2.2 數(shù)值模擬計(jì)算

根據(jù)斜溝煤礦生產(chǎn)條件，建立FLAC 模型，如圖1所示。

圖1 數(shù)值模擬模型建立

支護(hù)優(yōu)化后運(yùn)算模型結(jié)果，如圖2、圖3 所示。

圖2 18106 工作面回采后巷道應(yīng)力云圖

圖3 18106 工作面回采后巷道位移云圖

18106 工作面回采后巷道最大水平應(yīng)力為8.2 MPa，最大垂直應(yīng)力12.8 MPa，最大水平位移為381 mm，最大垂直位移524 mm，兩幫和頂?shù)滓平糠謩e為737 mm 和810 mm，能夠滿足回采要求。

3 圍巖控制效果分析

為了掌握斜溝煤礦18106 巷道掘進(jìn)期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況在18106 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)容包括，如表2 所示。

表2 監(jiān)測內(nèi)容、目的及手段

3.2 表面位移觀測結(jié)果

在距離掘進(jìn)頭5m 處的斷面進(jìn)行頂板及兩幫位移的監(jiān)測，測量測點(diǎn)分布圖，如圖4 所示。

圖4 巷道表面位移觀測（單位：mm）

繪制巷道頂板及兩幫變形曲線圖，如圖5～圖8所示。

圖5 頂板變形量曲線圖

圖6 頂板變形速度曲線圖

圖7 兩幫變形量曲線圖

圖8 兩幫變形速度曲線圖

由圖可知，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??；巷道圍巖移近量整體不大，支護(hù)合理有效。

3.3 錨桿索受力觀測結(jié)果

距離工作面推進(jìn)位置200m 處安裝示意圖如圖9所示。

圖9 錨桿（索）測站布置圖

根據(jù)采集數(shù)據(jù)繪制錨桿（索）受力曲線，如圖10和圖11 所示。

圖10 錨桿受力曲線圖

圖11 錨索曲線圖

由圖可知，頂板錨桿最大受力為95.7 kN，兩幫錨桿最大受力為22.3 kN，錨索最大受力138 kN；測力計(jì)（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）通過組合梁理論求得18106 工作面巷道錨桿長度2.5 m，間排距0.8 m。

2）使用FLAC 軟件對(duì)18106 工作面回采后巷道進(jìn)行模擬研究，最大水平應(yīng)力為8.2 MPa，最大垂直應(yīng)力12.8 MPa，最大水平位移為381 mm，最大垂直位移524 mm，兩幫和頂?shù)滓平糠謩e為737 mm 和810 mm，能夠滿足回采要求。

3）工程試驗(yàn)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。