特厚煤層沿空掘巷非對稱支護技術研究與應用

何 超

（國源時代煤炭資產管理有限公司，北京 100120）

1 工程概況

霍州煤電臨汾宏大錦程煤業現階段主采9+10#煤層。10#煤層位于太原組下段頂部，普遍含有一層至兩層0.20～0.40 m 黑灰色碳質泥巖夾矸，10#煤層為全區發育的煤層，煤層厚度3.0～3.65 m；9#煤層厚度0.9～1.1 m，與10#煤層夾矸0.3～1.0 m，局部范圍9+10 合并，煤層總厚度達5.8 m 左右。9+10#層的相鄰區段回采工作面巷道需經歷掘進擾動、鄰近工作面及本工作面回采擾動幾個階段。二采區21009 工作面回風巷在鄰近21007 工作面采動影響下出現了劇烈的礦山壓力顯現，21009 回風巷掘巷450 m 時與21007 回采工作面相遇，之后隨著鄰近工作面的繼續回采，21009 回風巷350～450 m 段出現了煤柱幫嚴重片幫、頂板冒落、底板嚴重底鼓現象，導致掘進工作完全停滯，對巷道破壞區域進行返修等影響采掘生產20 余天。為解決后續采掘工作面出現類似情況，以北翼21010 工作面回風巷為工程背景展開相關研究。

2 強動壓影響下沿空煤巷煤柱寬度分析

9+10#煤層二采區回采巷道屬于大斷面煤巷，巷道沿10#煤層底板掘進，以往鄰近上個工作面的回采巷道掘巷期間留設區段煤柱為19.5～21.0 m，造成資源浪費。雖然區段煤柱寬度已相當大，但沿空巷道仍受到鄰近工作面采動劇烈影響，加之巷道直接頂破碎、自穩能力差，巷道表面變形破壞嚴重，無法保障巷道的正常使用。沿空巷道煤柱寬度決定著鄰近工作面采動對于巷道影響的劇烈程度，合理的煤柱寬度不但需要具備良好的自穩性能，而且需要能夠對頂板巖層起到良好的支承作用[1]，在合理的支護下能夠實現沿空巷道圍巖的穩定。沿空掘巷后煤柱的載荷由上覆巖層重量及采空區側懸露巖層轉移的重量所構成，根據9+10#煤層回采工作面布置情況及采掘接替情況，區段護巷煤柱在沿空巷道掘巷階段載荷如圖1。

圖1 區段煤柱受力示意圖

根據圖1 所示簡化結果，可以得到區段煤柱載荷為[2]：

其中：σ為煤層內垂直應力，MPa；δ為上覆巖層垮落角，（°）；γ為頂板巖層體積力，kN/m3；H為煤層埋深，m；D為工作面長度，m；B為區段煤柱寬度，m。

根據極限強度理論，煤柱能夠承受的極限垂直應力計算公式為[3]：

其中：R為煤柱能夠承受的極限壓力，MPa；Rc為煤的單軸抗壓強度，MPa；h為煤柱高度，MPa。

為保障煤柱的有效承載性能，煤柱內的載荷應小于等于其極限載荷，因此當煤柱內垂直應力等于其極限載荷時，煤柱寬度達到最小，聯立式（1）、（2）可得到煤柱極限寬度的計算公式：

結合9+10#煤層二采區具體地質條件，上覆巖層垮落角δ=60°，上覆巖層平均體積重量γ=2.55×104N/m3，工作面長度D=180 m，煤層埋藏深度H=310 m，煤柱高度h=5.8 m，煤層的單軸抗壓強度Rc=43.89 MPa，經上式計算可得B=7.25 m。由此說明區段煤柱的最小寬度應不小于7.25 m，考慮預留適當的富余量，確定21010 回風巷沿空掘巷預留煤柱寬度為8.0 m。

3 大斷面強采動煤巷支護技術

9+10#煤層二采區回采巷道采用傳統的錨網索聯合支護技術，巷道掘進初期，圍巖應力狀態基本呈對稱布置，當上個工作面回采后，巷道圍巖應力呈不對稱分布，將導致沿空巷道圍巖破壞呈現不對稱性，因此可考慮采取不對稱支護方式來控制圍巖破壞。高預應力錨索桁架結構是一種不對稱的主動支護方式[4]，其原理如圖2。通過對長錨索施加較高的預應力，使巷道頂板淺部圍巖錨固于深部巖層，提高頂板的整體性和承載能力，抑制頂板的離層，限制頂板的水平方向及垂直方向的變形。

圖2 錨索桁架系統的支護原理

21010 回風巷一側為8 m 小煤柱及上個工作面采空區，一側為實體煤，為確定最佳的預應力錨索桁架支護參數，采用FLAC3D模擬軟件進行模擬分析。采用摩爾-庫倫模型，模型尺寸450 m×200 m×50 m。支護方案在原有錨網索支護方案基礎上，將頂板錨索改為預應力錨索桁架支護，頂板錨索直徑為17.8 mm，長度為8.25 m，錨固力為50 t，每排3 根，中間一根沿豎直方向布置，兩側兩根向兩側偏斜15°布置。頂板錨桿規格Ф22 mm×2500 mm，間排距0.9 m，兩幫錨桿規格Ф20 mm×2000 mm，間排距0.9 m。為確定最佳的錨索桁架支護參數，設計偏心距分別為200～500 mm，桁架跨距分別為1.2～1.8 m，每0.2 m 為一個變化梯度。模擬時首先進行巷道的開挖支護，然后進行工作面的開挖，當計算完成后記錄巷道表面變形最大值。測點及數值模擬結果如圖3。

圖3 數值模擬研究結果

由圖3 可以看出，不同錨索桁架偏心距條件下巷道表面變形量存在顯著的變化。隨著錨索桁架向小煤柱側偏斜距離增加，巷道煤柱側變形量及煤柱側頂板變形量均呈減小趨勢。當偏心距為400 mm時，其減小曲線出現明顯的拐點，說明偏心距再增大將使煤柱側巷幫及煤柱側頂板變形量增大；當偏心距增大，實體煤幫及實體煤幫側頂板變形量呈緩慢增大趨勢，偏心距由400 mm 繼續增大，其增大幅度顯著提升。由此表明，當錨索桁架偏心距為400 mm 時，巷道圍巖整體變形量最小。同理，根據圖3（c）、（d）所示結果可以看出，當錨索桁架跨度為1.6 m 時，巷道表面變形量及圍巖塑性破壞范圍均存在拐點，當錨索桁架跨度為1.6 m 時，支護效果最佳。

4 工程應用及效果分析

4.1 21010 回風巷非對稱支護方案

結合上文數值模擬及理論分析結果，21010 回風巷與21008 工作面間區段煤柱寬度為8.0 m，采用錨索桁架配合錨網索進行聯合支護。巷道掘進斷面寬×高=5.2 m×3.6 m，鋪底厚度200 mm。兩幫錨桿規格MSGLW500/18×2000 mm，間排距0.9 m，扭矩不小于250 N·m；頂板錨桿MSGLW500/22×2500 mm，間排距0.9 m，扭矩不小于300 N·m；頂板錨索采用1×7 股高強度預應力鋼絞線，預緊力不小于140 kN，桁架采用16#槽鋼制成，總長度3.7 m，錨索間排距為1.6 m×1.8 m。具體支護形式如圖4。

圖4 21010 回風巷支護方案（mm）

4.2 應用效果分析

21010 回風巷掘巷階段在巷道內布置位移監測點，記錄鄰近工作面采動影響下巷道表面變形量變化規律，整理得到圖5。掘巷階段未受到鄰近工作面采動影響時，巷道圍巖穩定，變形微小；距鄰近工作面約30 m 時，表面變形量開始逐漸增大，頂板下沉、兩幫移近速率最大約6 mm/d；在鄰近工作面推過測點位置后，巷道圍巖逐漸趨于穩定，頂板下沉量最大值為91 mm，兩幫移近量最大值為78 mm；滯后鄰近回采工作面約90 m 時，巷道表面變形速率減小為零。綜上可得，采用非對稱支護方案后，沿空掘巷表面變形量很小，圍巖穩定，取得良好的支護效果。

圖5 掘巷階段圍巖變形量及變形速率變化規律

5 結語

（1）錦程煤業9+10#煤層二采區區段煤柱極限寬度為7.25 m，建議21010 回風巷與21008 工作面間區段煤柱寬度8.0 m。

（2）21010 回風巷掘巷可采用預應力錨索桁架非對稱支護，模擬分析表明，錨索桁架合理偏心距為400 mm（偏向煤柱側），最佳跨度為1.6 m。

（3）工程應用實踐表明：錨索桁架配合錨桿聯合非對稱支護技術可有效控制沿空巷道的圍巖變形，鄰近工作面采動影響下，巷道圍巖整體穩定，變形量在合理范圍內，支護效果良好。