深部綜采工作面巷道二次支護實踐

高 鵬

(黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

近年來，隨著我國煤炭開采強度的逐漸增大，加速優質礦井產能釋放。巷道的擾動及開采造成二次擾動，出現不同程度的巷道變形、底鼓量加大等礦壓顯現情況。尤其深部作用下，地質環境愈加復雜，初始的巷道支護技術難以滿足巷道的長期使用，給深部巷道支護工程問題提出了嚴峻的挑戰。長期的礦山安全高效開采的關鍵是保證巷道圍巖穩定[1-2]。目前巷道的支護技術主要分為2個方面。一方面，單一支護形式難以滿足深部巷道控制圍巖大變形的要求時，進行不同程度的補強支護，如錨桿(索)與注漿、格柵拱架等聯合支護方式[3-4]；此方法往往支護成本較高，且不具有推廣性。另一方面，依靠適用于淺部巷道工程的類比法來設計深部巷道支護參數，造成與實際工程差距過大，達不到圍巖支護效果[5-8]。近年來，從圍巖巷道支護理論、高阻讓壓和高強度支護技術、“三錨”聯合支護體系技術及巷道綜合支護方式等多角度研究[9-11]，為復雜條件下礦井巷道支護技術提供了豐富的理論及實踐經驗。

地質條件不同的礦井，其巷道采取的支護方式也不盡相同。黃陵二號煤礦二采區頂板為巨厚頂板，來壓分區現象明顯。為此，根據監測現場超前區域壓力分布情況，論證現場監測驗證巷道支護新方案的可行性，提出巷道分布補強支護技術方案，以增加巷道的穩定性。

1 工程背景

1.1 工程地質條件

黃陵二號煤礦位于陜西省黃陵縣境內，東距縣城約55 km，其北部與黨家河勘查區毗鄰，西北部為蘆村勘查區，東南部與黃陵一號煤礦相鄰，西部、南部以2號煤層自然零點線為界，主采2號煤層，核準生產規模為800萬t/a。采用斜井開拓方式，工作面采用大采高一次采全高綜合機械化開采，全部垮落法管理頂板，目前主開采區域為二盤區。

盤區內主要回采2號煤層，平均埋深580 m，為穩定-較穩定煤層；煤層平均傾角2°。目前回采418工作面，東北部、西北部為未采區，西南緊鄰416采空區，東北部緊鄰211工作面。工作面設計傾向長度約300 m，走向長度約2 700 m。工作面布置如圖1所示，根據煤層柱狀圖工作面頂底板結構見表1。

圖1 工作面概況Fig.1 Overview of the working face

表1 418工作面圍巖特性Table 1 Surrounding rock characteristics of 418 working face

1.2 原支護方案及礦壓顯現概況

418工作面巷道設計為矩形巷道尺寸為4.6 m×3.8 m。原巷道支護方案如圖2所示。頂部采用錨桿錨索聯合支護，頂錨桿為φ22 mm×2 800 mm左旋螺紋鋼錨桿，每排7根，錨桿間排距650 mm×800 mm；錨索使用φ21.8 mm×10 300 mm十九芯防腐錨索，錨索間排距1 625 mm×1 200 mm。幫部采用φ22 mm×2 800 mm金屬錨桿配合T100鋼帶支護，每排4根，錨桿間排距800 mm×1 000 mm。

圖2 初始巷道支護方案示意Fig.2 Initial roadway support scheme

418采煤工作面回采期間，機尾頂板出現劇烈的頂板壓力顯現，來壓過程中，劇烈聲響如同爆破施工。回風巷頂板下沉破壞嚴重，超前18 m范圍內單體全部受擠壓歪斜，局部有頂板漏矸、支護失效現象；巷道煤柱側片幫嚴重。因此，需要總結回采期間回風巷超前支承壓力分布情況，為回采過程中回風巷補強支護提供實施現場檢測依據，以保證安全回采。

2 巷道超前支承壓力分布規律

2.1 現場檢測方案

超前工作面400 m(即418回風巷九聯巷向前70 m)每隔20 m布置一個測站對頂板壓力及兩幫移近量進行觀測，共布置測站6個，對各測點錨桿應力和兩幫移近量進行觀測，測站布置如圖3所示。巷道左右兩幫在幫部中部對稱布置1.2 m錨桿，錨桿外漏0.2～0.3 m，測量兩幫間距及各幫應力；巷道頂板中部施工2.8 m螺紋鋼錨桿，監測頂部應力分布規律。

圖3 測站布置Fig.3 Observation station layout

2.2 支承壓力分布規律

工作面周期來壓步距為18～28 m，工作面支架的支護阻力較大，周期來壓期間工作面壓力顯現不明顯，相應的錨桿應力變化的趨勢線未出現周期性波動，說明工作面周期來壓與巷道超前壓力分布沒有明顯關系。根據現場實際情況，分別選取測點2至測點5的巷道頂板及兩幫擾動壓力分布情況，發現各測點應力分布情況大體相同，如圖4所示。相比較而言，巷道支承應力范圍煤柱側>煤壁側>頂部。

圖4 各位置支承應力分布情況Fig.4 Distribution of bearing stress at each position

通過對比4個測點的應力分布，隨著采動的影響，對超前壓力影響范圍內的各測點影響劇烈。影響范圍約120 m，尤其是40 m處、60 m處、80 m處比較明顯。錨桿應力在超前工作面100 m左右開始有明顯變化；0～60 m錨桿應力變化最為劇烈，此段應力值最大。說明頂板應力在超前0～60 m內變化最為劇烈，在超前30 m范圍內頂板壓力顯現最為明顯。錨桿應力最大值不大于200 kN，且原始支護的錨桿大部分完好，說明目前使用的錨桿能夠基本滿足支護要求。進入超前支護范圍后，錨桿應力值受人為擾動明顯，說明目前的超前支護裝置能夠抵御頂板淺層的離層，能夠有效支撐頂板且滿足支護需要。受超前工作面40 m、100 m工作面側有一個抽放鉆場，說明抽放鉆場位置的斷面積增大，壓力顯現可能會更加明顯。

2.3 巷道高度變化情況

通過對黃陵二號煤礦418工作面回風巷120 m的監測范圍內的頂板，416及418側鉆場頂板進行的連續檢測，3處頂板的高度變化特征如圖5所示。巷道頂板在超前15 m范圍內最為嚴重；418工作面回風超前100 m外，高度大致在3.5 m左右；回風超前50～100 m位置巷道高度下降0.5 m；回風超前35～50 m位置巷道高度下降0.5 m；回風超前20～35 m位置巷道高度下降0.5 m；回風超前20 m至工作面回風口下降0.5 m以上。結果表明，巷道高度從超前外30 m位置開始已不能滿足超前支架移架需要。

圖5 各位置頂板高度變化特征Fig.5 The height change of the roof at each position

受主幫側與副幫側布置的鉆場位置影響，418側鉆場高度基本保持不變，約2.5 m。416側鉆場受開采和煤柱的雙重影響，變化趨勢與巷道頂板基本一致。但416側鉆場已為遺棄鉆場，故不考慮其影響。

2.4 巷道破壞關鍵因素分析

2.4.1 礦井賦存條件

埋深約620 m，為深部開采，垂直應力約15.6 MPa。頂板為破碎粉砂巖，雖然厚度大，但在開采擾動下加劇了圍巖松散破碎；同時受深部高應力作用，巷道變形由塑性變形向流變轉化。這些原因共同導致巷道的大變形，可以認為是巷道破壞的主要原因。

2.4.2 支護方式

該巷道支護方式為頂、幫傳統支護防治，井下巷道支護變形及實時監測。說明該支護方式雖能起到支護效果，但支護強度過低，需要補強支護。

2.4.3 采動及其他影響

工作面正?；夭蛇^程中，巷道受到煤柱及采動的雙重影響，降低了圍巖的完整性。此外，工作面為高瓦斯礦，頂板進行了預處理，導致頂板裂隙發育，因此巷道穩定性低。

3 巷道補強方案確定

3.1 補強支護工藝

根據上述分析并結合生產工藝，在原有的基礎上進行分區補強支護，補強支護的范圍為整個前端面回風巷。巷道補強支護工藝如圖6所示。補強支護時需將頂、幫網包處理后進行加固，遇聯巷、3號煤鉆場口均向里支護2 m。根據頂板實際情況，錨桿、錨索施工位置、支護方式可適當進行調整，確保支護效果。煤柱側受雙重擾動影響，采用錨索代替錨桿進行補強支護。

圖6 補強支護方案Fig.6 Reinforcing support scheme

3.2 頂板支護方式

采用“一梁兩索”交替邁步式進行補強支護，下壓原支護鋼帶，間距2 400 mm。錨索采用φ21.8 mm×8 300 mm十九芯非防腐錨索配合索具，“一梁兩索”托梁為槽鋼梁，孔距2 400 mm，張拉力200 kN，并在新支護的錨索之間用錨網片連接完整。

3.3 煤柱側支護方案

采用單錨索進行補強支護，布置形式為在原有巷道錨桿間錨索布置3排，錨索采用φ21.8 mm×5 300 mm十九芯防腐錨索配合索具，間排距為1 000 mm×1 600 mm，托盤采用Q235鋼托盤，每根錨索采用4節錨固劑進行錨固，張拉力200 kN。底角采用金屬錨桿支護，錨桿規格為φ22 mm×2 800 mm，每根錨桿采用2節錨固劑進行錨固，下壓木托盤，錨桿傾角30°，張拉力100 kN。

3.4 煤墻側支護方案

采用規格為φ22 mm×2 800 mm高強樹脂錨桿，布置形式為在原有巷道錨桿間布置3排，間排距為1 000 mm×800 mm。幫部錨桿托盤下壓木托板，底部錨桿傾角30°，張拉力100 kN。

4 結論

(1)黃陵二號煤礦418工作面來壓對巷道的變形影響不大，造成巷道變形的主要因素為正常推采的二次擾動，原支護方案難以滿足生產的實際需求。

(2)通過現場監測發現，雙重擾動下的巷道影響范圍約120 m，尤其是40 m處、60 m處、80 m處出現臺階式變形，超前20 m處的巷道變形影響最大。

(3)提出巷道分區式補強支護方案，煤柱側由錨索代替錨桿支護，巷道兩邊底角施工壓邊錨桿，頂部采用“一梁兩索”施工方案，可以增加巷道的穩定性，對補強支護具有重大意義。