殘煤復采工作面無煤柱護巷回采巷道支護設計研究

李雪峰

（山西陵川崇安關嶺山煤業有限公司，山西 晉城 048000）

0 引言

山西陵川崇安關嶺山煤業有限公司3號煤層厚度4.35～4.65 m，平均4.51 m，屬全區穩定可采煤層。根據現場調研，3號煤層舊采采用“巷柱式”采煤法，寬度2～3 m，部分空巷擴幫后寬度達到8～10 m。由于殘采區內圍巖破碎、整體承載強度和穩定性大大下降，復采時礦壓分布極不規律，易發生嚴重頂板事故和強礦壓災害。

目前，針對殘采煤炭資源巷道的支護也已進行了較為系統的研究，劉暢[1]等人對復采工作面過空巷頂板穩定性進行了詳細的理論分析。張小強[2]、許孟和[3]等人通過相似模擬實驗研究空巷寬度、冒落空間幾何尺寸以及交互角度對回采巷道的影響。徐忠和[4]等人基于現場實測探究了復采工作面礦壓顯現規律。謝文武[5]等人結合理論分析與數值模擬研究探究了復采工作面過空巷時圍巖變形規律。蔡為益[6]等人通過數值模擬與現場實測研究表明，復采工作面來壓存在明顯的步距差。楊錄錄[7]基于現場分析給出了復采工作面回風巷的支護方案。武建軍[8]基于理論分析給出了小窯破壞區相應回采巷道的支護參數。

雖然，針對復采區回采巷道支護已有部分學者進行了較為詳細的分析，但該礦復采工作面采用無煤柱護巷支護，采用無煤柱護巷后圍巖應力條件發生了顯著改變，這與以往的研究顯著不同。基于此，以3號煤回采巷道支護方式與技術參數為設計對象，結合3號煤巷道處于殘采區地質情況，通過現場調研、現場鉆孔窺視，對3號煤復采工作面回采巷道合理支護方案與技術參數進行研究。

1 復采區地質條件概況

1.1 復采區概況及頂底板圍巖情況

筆者研究的3號煤層回采巷道位于301采區軌道巷西側，工作面順槽沿東西方向布置，其中工作面運輸順槽垂直于301采區膠帶輸送機巷，工作面回風順槽垂直于301采區回風巷。

首采工作面為30102工作面，其位于3號煤一采區西翼的中南部，南部30101工作面，在15206工作面回采之后蹬空，工作面由30102工作面向北接替。30102首采工作面巷道布置方式見圖1。

圖1 3號煤巷道及工作面布置方式

3號煤屬于殘采區，巷道除了布置在實體煤中，在掘進過程中遇到寬度不一且分布不均的空巷、老頂冒落區、煤柱，巷道目前采用錨網噴支護，局部區域配合使用工字鋼棚、砌墻等加強支護方式。根據現場調研及窺視情況，3號煤直接頂為泥巖，厚度為1.8 m左右，泥巖之上為完整性較好的砂巖和砂質泥巖，除局部較破碎裂隙發育之外，整體完整性較好，詳見圖2。

圖2 頂板窺視孔巖層結構觀測結果

1.2 3號煤現場調研及空巷情況

目前已揭露的情況分析，3號煤殘采區煤層賦存情況大體可分為4種：①殘留煤柱；②煤層底部為空巷，空巷內頂煤未垮落；③煤層底部為空巷，空巷內頂煤垮落且直接頂完整；④煤層底部為空巷，空巷內頂煤垮落、直接頂泥巖局部垮落，如圖3所示。

2 3號煤層回采巷道基本情況

結合礦方實際掘進情況，3號煤層復采區域內，可采區域內存在若干寬度不一且分布不規律的空巷和殘留煤柱，這導致巷道圍巖的應力不同于正常情況，尤其是采用沿空掘巷開采技術后，巷道掘進及工作面回采可能遇到圍巖壓力大、圍巖破碎、巷道變形量大等問題。目前，煤層順槽沿煤層底板掘進，其中，運輸順槽上部凈寬3 770 mm，下部凈寬4 550 mm，凈高2 600 mm；回風順槽巷道上部凈寬2 820 mm，下部凈寬3 600 mm，凈高2 600 mm。

2.1 復采區工字鋼棚支護技術研究

梯形支架視支架本身為支護體，圍巖為載荷，頂梁符合工程力學中的簡支梁條件，其受力狀況屬于均布載荷類型。應用受均布載荷的簡支梁進行受力狀況分析計算。棚式支架頂梁的破壞機理是由于支架上彎曲力矩達到極限后，產生的最大拉應力超過材料的抗拉強度導致頂梁變形、破壞而失去承載力。

2.1.1 砌墻替換前頂梁受到的壓力計算

根據礦井實際巷道支護情況，運輸順槽頂部毛寬4.25 m，由于運輸順槽巷道斷面較大，目前采用12號礦用工字鋼+單體柱（間隔架設）的聯合支護方式。雖然頂梁工字鋼長度為4.25 m，但對于巷道頂梁工字鋼增設單體柱補強支護，形成了2個長度分別為1.81、2.44 m的簡支梁結構。由此可見，對于無單體柱補強支護時，頂梁長度為4.25 m；對于有單體柱補強支護時，頂梁長度為1.81、2.44 m。

當采用工字鋼棚支護時，工字鋼棚頂梁跨長分別為4.25、2.44、1.81 m，材質為Q275的礦用12號工字鋼，其屈服極限為σs=275 MPa，抗拉強度為σb=490～610 MPa，查表得12號工字鋼抗彎截面模量Wx=144.5 cm3=144.5×10-6m4。

代入求得工字鋼的使用載荷為：

上式計算結果說明，1根即1架跨長為4.25、2.44、1.81 m的12號工字鋼頂梁，達到屈服極限時，其所受均布載荷分別約為17.6、53.40、97.04 kN/m，整架棚的使用載荷分別為QS=74.8 kN；QS=130.30 kN；QS=175.64 kN。

同理，將抗拉強度為σb=490 MPa（490～610，取最小值）代入求得破壞時的均布載荷分別為31.36、95.14、172.90 kN/m，整架棚的破壞載荷分別為QB=133.28、232.15、312.95 kN。

2.1.2 砌墻替換后頂梁受到的壓力計算

由于采用沿空掘巷技術開采3號煤層，運輸順槽掘進后、工作面回采前，采用柔模混凝土（寬度0.8 m）將巷道非工作面幫鋼腿替換，替換后巷道上部毛寬3.45 m。柔模混凝土替換非工作面幫鋼腿后，運輸順槽的支護方式為工字鋼+柔模混凝土+單體柱（間隔架設）。對于無單體柱補強支護時，頂梁長度為3.45 m；對于有單體柱補強支護時，頂梁長度為1.81、1.64 m。

1）當頂梁長度為1.81 m時，工字鋼棚的使用載荷及破壞載荷分別為：

QS=175.64 kN、QB=312.95 kN。

當頂梁長度為3.45、1.64 m時，工字鋼的使用載荷為：

整架棚的使用載荷分別為QS=92.15 kN；QS=193.85 kN。

同理，將抗拉強度為σb=490 MPa（490～610，取最小值）代入求得破壞時的均布載荷分別為47.59、210.60 kN/m，整架棚的破壞載荷分別為QB=16①當頂梁長度為4.25 m時，采用跨長4.25 m的12號工字鋼支護，計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為225.67 kN/m。此時，當棚距為0.5 m時，安全系數為n=74.8/（225.67×0.5）=0.66，不滿足支護強度的要求；②當棚距為0.3 m時，安全系數為n=74.8/（225.67×0.3）=1.10，滿足支護強度的要求。

2）當頂梁長度為3.45 m時，采用跨長3.45 m的12號工字鋼支護，計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為167.93 kN/m。此時，當棚距為0.5 m時，安全系數為n=92.15/（167.93×0.5）=1.09，滿足支護強度的要求。

3）當頂梁長度為2.44 m時，采用跨長2.44 m的12號工字鋼支護，計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為130.3 kN/m。此時，當棚距為0.9 m時，安全系數為n=130.3/（105.13×0.9）=1.37，滿足支護強度的要求。

4）當頂梁長度為1.81 m時，采用跨長1.81 m的12號工字鋼支護，計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為175.64 kN/m。此時，當棚距為0.9 m時，安全系數為n=175.64/（71.68×0.9）=2.72，滿足支護強度需求。

5）當頂梁長度為1.64 m時，采用跨長1.64 m的12號工字鋼支護，計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為193.85 kN/m。此時，當棚距為0.9 m時，安全系數為n=193.85/（63.41×0.9）=3.39，滿足支護強度需求。

3號煤運輸順槽設計采用梯形斷面，巷道頂部毛寬為4.25 m，結合礦方實際支護情況，目前，礦方采用12號礦用工字鋼+單體柱（間隔架設）的支護方式，此外，采用沿空掘巷開采技術，工作面回采前，在運輸順槽內砌筑柔模混凝土墻。由于砌筑柔模混凝土墻后，有效降低了工字鋼簡支頂梁跨度，但從安全角度考慮，選擇支護強度時應考慮頂梁跨度極限情況。砌墻前，對于未采用單體柱補強支護時，工字鋼頂梁長度為4.25 m；對于采用單體柱補強支護時，工字鋼簡支頂梁最大長度為2.44 m。基于上述計算結果可知，對于頂梁長度分別為4.25、2.44 m時，當工字鋼棚棚距為1.0m時，每架棚承受理論壓力分別為225.67、105.13 kN。同時，采用跨長4.25、2.44 m的12號工字鋼支護，計算得的最小工字鋼使用載荷為74.8、130.3 kN/m。

由于采用單體柱間隔補強支護，因此將4.25、2.44 m的工字鋼梁看成一個組合結構，對于組合結構頂梁而言，2.0 m范圍內巖體作用在組合頂梁上的壓力為：330.8 kN，此時，當棚距為0.6 m時，安全系數為n=（74.8+130.3）/（330.8×0.6）=1.03，滿足支護強度需求。4.19kN、QB=345.38 kN。

結合礦井井下實際揭露情況和目前的支護現狀，通過采用理論計算、數值模擬相結合方法，得出了礦井南部復采區3號煤層綜放工作面順槽及切眼的支護設計方案，詳細支護方案如下：

1）層位：沿3號煤層底板掘進。斷面形式：梯形。

2）凈斷面尺寸：寬×高=3 770/4 550×2 600 mm，叉角390 mm（砌墻前）。

寬×高=3 210/3 600×2 600 mm，工作面幫叉角390 mm，非工作面幫垂直于巷道底板（砌墻后）。

3）基本支護方式：工字鋼+金屬網+單體柱（砌墻前）。

4）工字鋼+金屬網+單體柱+柔模混凝土墻（砌墻后）。

5）表面封閉方式：無。

6）工字鋼型號及棚距：12號礦用工字鋼，架棚支護棚距800 mm±50 mm（中至中）。

支護方案詳見圖4所示。

圖4 工作面運輸順槽位于實體煤時（砌墻前后）基本支護方案及支護參數

3 結論

1）基于自然平衡拱理論計算，求解計算了3號煤復采工作面運輸順槽位于實體煤條件下12號礦用工字鋼棚支護的安全棚距。

2）基于理論分析確定了3號煤回采巷道具體的支護方式與支護技術參數。

3）根據目前已揭露情況和調研結果，3號煤殘采區煤層及頂底板賦存情況有4種：①實體煤；②空巷內頂煤未冒落；③空巷內頂煤冒落且直接頂完好；④空巷內頂煤冒落且直接頂局部垮落（矸石之上空頂1.5～2 m）。