煤礦連采工藝的圍巖控制技術研究

王 東

（山西鄉寧焦煤集團燕家河煤業有限公司，山西 臨汾 042100）

0 引言

對于絕大多數煤礦而言，其可開采的煤層數較多，而且各個煤層的間距也不等。當煤層之間的間距較大時，上層煤層的開采不會對下層煤層開采造成影響；當煤層之間的間距較小時，上層煤層已經開采完畢，當開采下層煤層時其對應的頂板條件不穩定，極易在工作面采空區的另一側出現應力集中的現象，進而會導致正在開采煤層的巷道出現較為嚴重的變形；同時，在礦山壓力的共同作用下，會加劇巷道的變形，在某種程度上對巷道支護增加了難度[1]。本文將以實踐生產對連續開采工藝下，尤其是對兩煤層間距較小時下部煤層巷道的圍巖控制技術展開研究。

1 工程概況

某礦井在設計初期的生產能力為3 Mt/a，在后期技術升級改造后，該礦井的生產能力提升至5 Mt/a。目前，礦井可開采的煤層包括有2-1#、2-2#、10#和11#煤層。其中，2-1# 和2-2# 煤層之間的最小間距為0.1 m，最大間距為12 m，平均間距為5.6 m，整體上講，這個煤層相對穩定且全部可采。本文以2-2#煤層所屬的601 工作面開展系列研究，該工作面的走向長度為1 550 m，其中切巷的長度為240 m。601 工作面的頂底板條件，如表1 所示。

表1 601 工作面頂底板地質條件

總體來講，601 工作面的地質構造相對簡單。對601 工作面開采巷道進行支護設計，并對最終的圍巖控制效果進行驗證。

2 連采工作面巷道支護設計

根據連采工作面的地質條件和開采工藝特點，提出巷道支護設計原則，并對應的提出巷道支護方案。

2.1 連采工作面巷道支護原則

為保證最終巷道支護方案的可行性和最終的支護效果，支護方案設計需要遵循如下原則：

2.1.1 一次性支護

所謂一次性支護指的是對巷道支護方案的實施應整體完成，避免因二次支護返工影響最終的支護效果。

2.1.2 預應力分散

當錨桿支護實施完成后，為了保證每根錨桿均可達到預期的支護效果，需要采用托板或者托梁對錨桿的預應力進行分散[2]。

2.1.3 相互匹配原則

錨桿僅為支護方案中的關鍵部件，為了強化最終的支護效果，需要選擇與已經選擇錨桿相配套的錨索對巷道進行強化支護。

2.1.4 經濟性原則

所謂經濟性原則指的是在保證對巷道圍巖進行有效控制的基礎上，盡可能的減少支護實施的工作量，提高支護實施的效率，節約支護成本[3]。

2.2 連采工作面支護方案設計

根據601 工作面的現場情況，需要對順槽、端頭以及切巷進行支護設計。具體闡述如下。針對順槽的支護，本工程對不同煤層間距設計的而不同的支護方案。根據現場煤層間距的探測結果，將煤層間距分為三個等級，即間距為0～1 m、間距為1～3 m 和間距大于3 m。以順槽正巷為例，其具體的支護方案如下：

2.2.1 煤層間距小于1 m 時

當連采煤層的間距小于1 m 時，主要采用錨網梁與11#礦工鋼棚聯合方式進行支護。具體方案如下：頂板主要依靠工字鋼棚對其進行支護，其間距為0.6 m；兩幫采用錨網梁與11#礦工鋼棚進行聯合支護，其中錨桿的直徑為18 mm，長度為1 600 mm，錨桿間距為1 200 mm，錨桿排距為600 mm。當煤層間距小于1 m時，順槽正巷的支護斷面，如圖1 所示。

圖1 煤層間距小于1 m 順槽正巷支護示意圖（單位：mm）

2.2.2 煤層間距在1～3 m 之間時

當煤層間距在1～3 m 之間時，主要采用錨網鋼帶與11#礦工鋼棚聯合方式進行支護。其中，頂板在采用直徑18 mm、長度1 000 mm、間距為900 mm 且排間距為1 000 mm 錨桿支護的基礎上，采用錨網鋼帶和架棚進行強化支護，其中，頂部棚架的間距為1 000 mm。兩幫在采用直徑為18 mm，長度為1 600 mm，間距為1 200 mm 且排間距為1 200 mm 錨桿支護的基礎上采用錨網梁與礦工鋼棚進行強化支護，其中，曠工鋼棚的間距為1 000 mm。

當煤層間距在1～3 m 之間時，順槽正巷的支護斷面，如圖2 所示。

2.2.3 煤層間距大于3 m 時

當煤層間距大于3 m 時，頂板采用錨桿+錨索+架棚的聯合方式進行支護，具體參數如下：錨桿為左旋螺紋鋼高強錨桿，直徑為18 mm，長度為2 000 mm，間距為900 mm，排間距為1 000 mm；錨索為鋼絞線，直徑為17.8 mmm，長度為3 200 mm，間距為2 000 mm，排間距為2 000 mm；頂部棚架間距為1 000 mm。兩幫采用錨桿+錨網梁的聯合方式進行支護，具體參數如下：錨桿為高強錨桿，直徑為18 mm，長度為1 600 mm，間距為1200 mm，排間距為1 200 mm；兩幫棚架間距為1 000 m。

當煤層間距大于3 m 之間時，順槽正巷的支護斷面，如圖3 所示。

圖3 煤層間距大于3 m 時順槽正巷支護示意圖（單位：mm）

3 支護方案可行性驗證

為驗證上述支護方案的可行性和有效性，對上述方案在工作面巷道實施后對錨桿錨索的工作載荷以及巷道的移近量進行監測[4]。監測結果如下：

3.1 錨桿錨索受力載荷

隨著工作面的推進，錨桿錨索的受力載荷情況變化，如圖4 所示。

圖4 錨桿錨索受力載荷變化情況

如圖4 所示，在距離工作面迎頭距離為20 m 處的錨桿和錨索所承受在載荷明顯增加，對應的增量為10 kN；隨著工作面的不斷推進，錨桿和錨索工作載荷不斷變化，并在巷道推進至50 m 的位置時，錨桿錨索的工作載荷處于相對穩定的狀態，且其均未達到對應的極限值，即可對工作面圍巖起到有效的控制效果。

3.2 巷道圍巖位移分析

本工程采用頂板離層指示儀并基于十字布樁法對設備進行布置對巷道頂板和兩幫的位移進行監測[5]。監測結果如下：

1）巷道工作面頂板的最大位移量為10 mm，兩幫的最大移近量僅為23 mm；上述圍巖的位移變化均在允許范圍之內；

2）隨著工作面的不斷推進，工作面頂板及兩幫的圍巖并未出現片幫、破碎以及剝落的情況，說明支護方案對巷道圍巖進行有效控制，其所成承受的應力也較小，能夠保證巷道的穩定。

4 結語

煤礦可開采的煤層眾多，各個煤層之間的間距不同。當煤層間距較大時，開采下部煤層不會因為上部煤層開采完畢而受到影響；當煤層間距較小時，開采下部煤層時會由于上部煤層開采完畢而導致其頂板不穩定，進而影響開采的安全性。本文針對此種情況，對不同煤層間距對應工作面開采巷道的支護提出不同級別的支護方案，實踐表明：

1）并在巷道推進至50 m 的位置時，錨桿錨索的工作載荷處于相對穩定的狀態，且其均未達到對應的極限值，即可對工作面圍巖起到有效的控制效果。

2）隨著工作面的不斷推進，工作面頂板及兩幫的圍巖并未出現片幫、破碎以及剝落的情況，說明支護方案對巷道圍巖進行有效控制，其所成承受的應力也較小，能夠保證巷道的穩定。