14-1104 工作面回采巷道支护方案优化

陈 鹏

（山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司，山西 岚县 033000）

1 工程概况

正利煤业位于山西省吕梁市岚县东部社科乡葛铺村，14-1104 工作面主采4#煤层，平均埋深为554 m，煤层厚度平均为3.15 m。煤层上方顶板岩层依次为平均厚0.32 m 的砂质泥岩、平均厚5.40 m的细砂岩及平均厚5.51 m 的粉砂岩；底板岩层分别为4.17 m 的砂质泥岩和2.25 m 的粉砂岩。煤层倾角平均8°，地质构造简单，煤层全区可采。

2 原支护方案效果分析

2.1 原支护方案

14-1104 工作面回采巷道支护方式为：顶板布置5 根Ф20 mm×2200 mm 的螺纹钢锚杆，间排距为1000 mm×1000 mm。在顶锚杆间隔位置，布置2 根Ф18 mm×6500 mm 的锚索，间排距为1000 mm×2000 mm。帮锚杆选用Ф18 mm×2000 mm 的螺纹钢锚杆，每帮布置3 根，间排距为1000 mm×1000 mm。铺设50 mm×50 mm 规格的金属网。

2.2 原支护方案现场监测

在超前工作面100 m 及200 m 布置两个监测站，对工作面回采过程中巷道顶板离层量、顶板下沉量及两帮移近量进行现场监测[1-2]。

（1）顶板离层量

在顶板两根锚杆中间布置顶板离层监测点[3-4]，为更准确掌握顶板岩层离层位置，顶板离层深基点分别设置0.5 m、1.0 m、1.5 m、2.0 m、2.5 m、3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m、5.0 m、5.5 m、6.0 m 及7.0 m。顶板离层监测曲线如图1。

如图1，在工作面回采初期，监测点距离工作面较远，顶板岩层并未出现离层现象。当监测点距离工作面80 m范围以内时，顶板岩层出现离层现象，在距离工作面60 m 以内时，离层量增大较为明显。如图1（a），测站1 在采场上方0.5～1.5 m 及2.0～2.5 m 位置发生离层现象，离层量分别为1.35 mm 及2.23 mm。如图1（b）所示，测站2 在采场上方0.5～1.0 m、2.5～3.0 m 及6.0～7.0 m 位置发生离层现象，离层量分别为3.85 mm、2.26 mm 及1.18 mm。总体来看，离层量较小，顶板支护效果良好。

图1 顶板离层监测曲线

（2）巷帮离层监测

在测站1 上帮及测站2 下帮布置巷帮离层监测点，为了准确掌握围岩离层位置，深基点位置分别为0.5 m、1.0 m、1.5 m、2.0 m 及2.5 m。现场监测曲线如图2 所示。

如图2 所示，在工作面回采初期，监测点距离工作面较远，巷帮围岩并未发生离层现象。当监测点距离工作面80 m 范围以内时，巷帮围岩逐渐出现离层现象，在距离工作面60 m 范围内时，巷帮围岩离层量变化较为明显。如图2（a）所示，测站1 上帮围岩离层发生在1.0～1.5 m 处，离层量分别为0.96 mm 及2.92 mm。如图2（b），测站2 下帮围岩离层发生在2.0～2.5 m 处，离层量分别为0.98 mm及0.75 mm。整体来看，巷帮围岩离层量较小，并无失稳风险，支护效果良好。

图2 巷帮离层监测曲线

（3）顶板下沉量及两帮移近量监测

采用三角布点法对巷道顶板岩层下沉量及两帮移近量进行现场监测，分别在测站1 及测站2 顶板1/2 位置布置测点1，在顶板1/4 位置布置测点2 及测点3，同时在测站1 及测站2 巷帮1/2 位置布置测点A，在顶板1/4 位置布置测点B 及测点C。顶板下沉量现场监测曲线及两帮移近量监测曲线如图3。

如图3 所示，当监测点距离工作面80 m 范围以外时，巷帮变形量非常小，随着工作面的推进，巷道围岩变形量逐渐增大，当监测点距工作面30 m以内时，巷道围岩收敛明显。其中测站1 顶板下沉量三个监测点最大值分别为11.16 mm、27.45 mm及14.37 mm，两帮移近量三个监测点最大值分别为20.40 mm、26.85 mm 及6.35 mm。测站2 顶板下沉量三个监测点最大值分别为10.83 mm、34.68 mm及16.53 mm，两帮移近量三个监测点最大值分别为7.50 mm、28.65 mm 及17.10 mm。

图3 顶板下沉量及两帮移近量监测曲线

（4）锚杆轴力

在测站1 及测站2 顶板及上帮中线位置布置两个锚杆轴力监测点，顶板锚杆监测点记为M1，巷帮位置监测点记为M2，现场监测曲线如图4。

图4 锚杆轴力监测曲线

如图4 所示，测站1 顶板锚杆轴力最大值为35.38 kN，巷帮锚杆轴力最大值为16.41 kN，测站2顶板锚杆轴力最大值为35.05 kN，巷帮锚杆轴力最大值为15.93 kN。监测结果表明，工作面推进过程中，锚杆受力不断增大，顶锚杆受力大于帮锚杆受力，但锚杆受力远未达到锚杆设计值50 kN，说明并未充分利用锚杆承载力，浪费了一定的支护能力。

3 支护方案优化

3.1 新支护方案设计

根据前述现场监测结果，综合考虑相邻工作面支护效果，对原有支护方案进行调整。新支护方案为：顶板布置6 根Ф22 mm×1800 mm 的螺纹钢锚杆，间排距为900 mm×900 mm，在顶锚杆间隔位置，布置2 根Ф18 mm×6500 mm 的锚索，间排距为1000 mm×2000 mm。帮锚杆选用Ф22 mm×1600 mm 的螺纹钢锚杆，每帮布置3 根锚杆，间排距为1000 mm×900 mm。铺设50 mm×50 mm 规格的金属网。

3.2 新支护方案数值模拟

借助FLAC3D数值模拟软件对优化后的支护方案进行数值模拟，巷道变形量如图5。

图5 新支护方案巷道变形量

如图5 所示，优化后的支护方案条件下，巷道顶底板变形量最大值为68.67 mm，两帮移近量最大值为41.57 mm。表明优化后的支护方案下，巷帮围岩变形量较小，新的支护方案也可以有效约束巷道围岩变形，能够满足矿方的安全生产需求。

3.3 现场试验

在14106 工作面回风巷进行优化支护试验，在距离工作面100 m 及200 m 位置布置测站对巷道围岩变形量及锚杆轴力进行现场监测，现场监测结果如图6。

如图6（a）、图6（b）所示，两个测站监测曲线变化趋势基本相似。在测点距离工作面80 m 以内时，巷道围岩开始发生变形，测站1 顶底板变形量最大值为75 mm，两帮移近量最大值为36 mm，离层量最大值为23 mm。测站2 顶底板变形量最大值为68 mm，两帮移近量最大值为40 mm，离层量最大值为18 mm。现场监测结果与数值模拟结果基本吻合，与原支护条件下巷道变形量相比，顶底板变形量平均增大40.41 mm，两帮移近量平均增大10.25 mm。巷道围岩变形量虽比原支护方案略大，但是巷道围岩并无失稳风险，可以满足矿上的安全生产需求。

图6 现场监测曲线

如图6（c）、图6（d）所示，测站1 监测锚杆轴力最大值为46.82 kN，测站2 监测锚杆轴力最大值为44.52 kN，均小于锚杆的理论设计值50 kN，在保证锚杆未发生屈服的前提下，基本充分发挥了锚杆的支撑力。

根据现场对比发现，新支护方案条件下巷道掘进时间及支护成本均低于原支护方案。新支护方案条件下，巷道掘进时间节省了18.6%，支护成本降低了5.3%，虽然巷道围岩变形量略有增大，但是并不影响巷道围岩整体的稳定性，可以满足矿方的安全生产需求，效益显著。

4 结论

通过现场监测及理论分析发现14-1104 工作面回采巷道原有支护方案并未充分发挥锚杆的承载能力。通过增大锚杆直径和缩短锚杆长度的方法对原支护方案进行调整，并在邻近工作面14106 工作面进行试验，结果表明：新支护方案充分发挥了锚杆的支护能力，而且巷道掘进时间节省了18.6%，支护成本降低了5.3%，虽然巷道围岩变形量略有增大，但是并不影响巷道围岩整体的稳定性，可以满足矿方的安全生产需求，效益显著。