厚煤層孤島綜放工作面回采巷道支護技術應用

劉志飛

（山西蘭花科技創業有限公司伯方煤礦分公司，山西 高平 048400）

1 工程概況

伯方煤礦3205 綜放工作面位于二盤區西翼，工作面北部為3207 工作面采空區（2014年10月回采完畢），南部為3203 工作面采空區（2012年3月回采完畢）， 東側與二盤區運輸、 軌道和回風巷相接，具體位置見圖1。 該工作面屬于孤島工作面，工作面于2016年6月開始回采作業， 受兩側采空區側向支承壓力影響較大。 工作面傾斜寬度176 m，走向長度為1 756 m，開采3#煤層，煤層厚度5.31 m，煤層傾角2°～6°，內生裂隙，呈條帶狀結構，煤層節理中等發育，硬度f＜1.5。工作面范圍內煤層直接頂為粉砂巖，均厚5.51 m，基本頂為中粒砂巖，均厚4.5 m，直接底為黑色細砂巖，均厚1.6 m，老底為砂質泥巖， 均厚4.32 m。 根據礦井相關資料知，3#煤層無沖擊危險性。 工作面采用綜采放頂煤采煤工藝，采高為2.5 m，放煤高度為2.81 m，步距為0.6 m，采放比為1:1.124。 由于孤島工作面礦壓顯現較為劇烈，現為保障工作面回采巷道的穩定，需進行圍巖控制技術的設計與分析。

圖1 工作面位置

2 回采巷道圍巖控制技術

2.1 掘巷期間支護方案

3205 工作面運輸順槽與回風順槽均采用小煤柱沿空掘巷，煤柱寬度為6 m，沿煤層底板掘進，均為矩形斷面，掘進寬×高=4.5 m×3.5 m，采用E BZ-100E型綜掘機施工。 考慮到3#煤層較為松軟破碎，且3205 工作面為孤島工作面，礦壓顯現較為劇烈，確定3205 回采巷道采用高強錨網索支護技術，具體支護方案如下：

（1）頂板支護：錨桿采用Φ20 mm×2 200 mm的高強左旋螺紋鋼錨桿， 間排距為800 mm×850 mm，錨固方式采用端頭錨固，每孔錨桿采用一支CK2335樹脂錨固劑和一支Z2335 樹脂錨固劑， 托盤采用配套金屬拱形托盤加球墊， 預緊扭矩為300 N·m；錨索采用Φ17.8 mm×8 000 mm的高強低松弛1×7股預應力鋼絞線， 間排距為1 800 mm×850 mm，與錨桿平行、采用二二布置，錨固方式為端頭錨固，每孔采用一支CK2335 樹脂錨固劑和2 支Z2360 樹脂錨固劑，托盤采用配套金屬拱形托盤，尺寸為300 mm×300 mm×15 mm，錨索預緊力為150 kN；錨桿、錨索間通過鋼筋梯子梁進行連接， 梯子梁由14#鋼筋焊制，長度為4.2 m，同時在表面鋪設12#鐵絲焊制的鋼筋網片進行護表，尺寸為5 m×1 m。

（2）兩幫支護：錨桿采用Φ18 mm×1 800 mm的普通金屬錨桿，間排距850 mm×900 mm，托盤采用金屬圓形托盤， 每孔采用一支CK2335 樹脂錨固劑和一支Z2335 樹脂錨固劑，預緊扭矩為250 N·m，幫部錨桿間采用鋼筋梯子梁進行連接， 梯子梁采用14#鋼筋焊接而成，長度為3.2 m，巷幫采用12#鐵絲編制的鋼筋網片進行護幫，尺寸為3.2 m×1 m。

由于頂錨桿與幫錨桿的排距不同，巷道開口第一排頂錨桿與幫錨桿同排布置，隨后頂板錨桿施工按照850 mm的排距依次向前布置， 幫部錨桿按照900 mm的排距依次向前布置。

3205 運輸順槽與回風順槽掘進期間具體的支護方案，見圖2。

2.2 回采期間補強支護方案

（1）補強支護

圖2 3205 運輸順槽與回風順槽掘進期間支護方案

3205 運輸順槽與回風順槽在掘進期間的支護方案，僅僅考慮到巷道掘進期間的開挖擾動，但是并未考慮到工作面的回采動壓影響，在工作面的采動影響下回采巷道已出現圍巖變形嚴重的情況[1-2]，又由于3205 工作面為孤島工作面， 且兩回采巷道采用小煤柱護巷，基于此設計運輸順槽與回風順槽在工作面回采期間進行補強支護，補強支護主要包括增加巷道頂板錨索密度及補打頂板失效錨桿（索），補強支護方案具體如下：

①補設失效錨桿（索）：在工作面回采前進行巷道錨桿索錨固效果的檢測，當檢測出失效錨桿（索）時，則在失效錨桿（索）周圍補打規格相同的錨桿（索），并施加預緊力。

②增加頂板錨索密度：在巷道頂板中部補打一根錨索，錨索型號與頂板錨索相同，預緊力為150 kN，補設錨索排距為900 mm。

（2）工作面運輸、回風順槽超前支護

在3205 工作面回采期間，對工作面前方100 m范圍內上、下兩道進行超前加強支護，布置方式為π型鋼梁和單體液壓支柱配套使用， 沿巷道走向上、下幫各一排布置，π型鋼梁長3.2 m，一梁三柱或四柱，排距為2.0～2.5 m，單體柱間距為0.8～1.0 m。

3 圍巖控制效果分析

3.1 巷道表面位移

在3205 工作面回采期間，采用“十字布點法”[3-4]在回采巷道距離工作面開切眼100 m的位置處布置監測站，根據礦壓監測結果可知，運輸順槽與回風順槽圍巖變形量大致相同，現以回風順槽的變形量進行具體分析，觀測結果，見圖3。

圖3 3205 回風順槽圍巖表面位移曲線

通過分析圖3 可知，在3205 工作面回采期間，工作面與測站間距離小于80 m后， 巷道表面位移開始逐漸增大，距離小于40 m后，巷道表面位移速率明顯增大，距離小于10 m時，此時巷道表面位移速率進一步增大， 頂底板移近量由157 mm增大為211 mm，兩幫移近量由216 mm增大為314 mm，據此能夠看出巷道回采期間圍巖變形相對穩定，變形滿足回采巷道的使用要求。

3.2 深部圍巖位移

在巷道表面位移測站位置處布置深部位移監測點， 深部位移采用多點位移監測儀進行觀測，深部位移監測站分別布置在回風順槽頂板和兩幫。 測站布置在超前工作面100 m的位置處，頂板深部位移布置5 個監測深度， 分別在1.2 m、2.4 m、3.6 m、4.8 m和6 m的位置處布置； 煤柱幫同樣布置5 個監測深度， 分別為0.5 m、1 m、1.5 m、2 m和2.5 m，工作面每推進5 m進行一次觀測作業，每次觀測作業在檢修班進行，持續觀測1 個月。 根據監測結果得出的曲線，見圖4。

圖4 回風順槽頂板和兩幫深部位移觀測結果

分析圖4（a）可知，工作面回采期間回風順槽頂板6 m范圍內煤巖體的最大變形量為136 mm，其中在頂板0～1.2 m深度內圍巖移動量為45 mm，1.2～2.4 m深度圍巖移動量為40 mm，2.4～3.6 m深度內圍巖移動為25 mm，3.6～4.8 m深度范圍內圍巖移動為15 mm，4.8～6 m深度范圍內圍巖移動為10 mm，據此能夠看出頂板3.6～6 m范圍內的圍巖變形量基本一致， 頂板下沉量主要發生在0～2.4 m的范圍內。

分析圖4（b）可知，煤柱幫2.5 m深度范圍的最大變形量為211 mm，其中在0～0.5 m深度內圍巖移近量為52 mm，0.5～1 m深度圍巖移動量為47 mm，1～1.5 m深度內圍巖移動為23 mm，1.5～2 m深度范圍內圍巖移近為44 mm，2～2.5 m深度范圍內圍巖移近23 mm， 從上述數據可知， 煤柱幫在2～2.5 m的圍巖移近量相對較小， 煤柱幫的變形主要發生在0～2 m的深度， 這即表明煤柱幫在錨桿支護下， 幫部0～2 m深度范圍內煤體出現了整體移動。

基于上述分析可知，3205 工作面回采期間，回風順槽頂板巖層和煤柱均具有較好的整體性，深部圍巖的變形在合理范圍內，表明巷道在錨網與錨索聯合支護基礎上通過補強支護， 支護效果良好，滿足回采期間巷道的使用要求。

3.3 超前支承壓力分析

在工作面回采期間，在運輸順槽超前100 m的位置處布置單體柱壓力監測站，通過在巷道中部單體柱上安裝測壓儀測量單體柱的工作阻力，工作面每回采5 m進行一次觀測作業，觀測作業在檢修班進行，持續進行一個月。 根據監測結果，得出距工作面不同距離時單體柱的壓力，采用origin軟件繪制超前支承壓力曲線圖，見圖5。

圖5 超前支承壓力分布曲線

分析圖5 可知，在距工作面100 m的范圍內，隨著監測站與工作面距離的減小，超前支承壓力呈現出先增大到峰值后減小的趨勢，超前支承壓力的峰值出現在距工作面約8 m的位置處， 峰值為35.5 MPa；另外從圖中能夠看出超前支承壓力在距離工作面約50 m的位置處開始逐漸增大， 據此可知3205 工作面回采期間超前支承壓力的影響區域約為工作面前方50 m的范圍。

4 結語

針對3205 綜放工作面回采巷道的具體情況，確定巷道在掘進期間采用高強錨網與錨索聯合支護技術，巷道在回采期間進行補強支護及工作面超前支護，并對支護參數進行設計，根據礦壓監測結果可知，3205 工作面回采期間， 巷道頂底板及兩幫移近量最大值分別為211 mm和314 mm，頂板6 m深度和煤柱幫2.5 mm深度深部圍巖的最大變形量分別為136 mm和211 mm，超前支承壓力影響區域為50 m，峰值約在煤壁前方8 m的位置出現。