深井大傾角厚煤層無煤柱開采架后臨時支護(hù)技術(shù)

馬士金 鞏奉剛 紀(jì)維員

（內(nèi)蒙古福城礦業(yè)有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 016217）

本文以福城礦業(yè)有限公司1906S工作面切頂卸壓自動成巷無煤柱開采工程為背景，對深井大傾角厚煤層切頂卸壓架后臨時支護(hù)進(jìn)行系統(tǒng)研究。

1 工程地質(zhì)條件

1906S工作面位于+150水平一采區(qū)南翼，工作面走向長1176m，傾斜長185.7～193.6m，平均傾斜長190.3m。1906S工作面地面標(biāo)高1254.2～1258.8m，工作面標(biāo)高+325.7～ +417m，開采9層煤為一復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層，煤層分為上、下分層，其中分層界限為粉砂巖及泥巖，厚0.1～0.4m，平均厚0.21m。煤層上分層厚度平均1.2m，下分層平均厚度2.35m，總體平均厚度3.55m。工作面內(nèi)煤層傾角在21～26.6°之間，全工作面平均煤層傾角25°，煤層傾角自切眼21°向外逐漸增大至26.6°。

9上煤層頂板巖性以灰?guī)r（四灰）為主，局部具有泥巖或炭質(zhì)泥巖薄層偽頂，巖石抗壓強(qiáng)度為71.6MPa，屬于堅(jiān)硬巖石，巖體完整性中等完整，屬于穩(wěn)定頂板。9煤層底板以粉砂巖為主，局部有泥巖薄層偽底，巖石抗壓強(qiáng)度為24.0MPa，屬軟弱巖石，巖體中等完整破碎，屬不穩(wěn)定底板。

工作面運(yùn)輸巷為沿空留巷巷道，巷道沿煤層頂板布置，巷道斷面形狀為梯形，凈斷面18.2m2。頂板采用錨桿配W鋼帶（4300×280×3mm）及鋼塑復(fù)合網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距1000×1200mm。頂板為泥巖（頂板泥巖厚度大于0.5m）時，采用菱形網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距為1000×1000mm，在頂板巷中打設(shè)錨索加強(qiáng)支護(hù)，錨索采用Φ21.6×L6200mm鋼絞線，錨索排距為3000mm；頂板為灰?guī)r時不再打設(shè)錨索。兩幫采用錨桿配W托盤（400×280×3mm）（或護(hù)幫皮帶）及雙向拉伸塑料網(wǎng)支護(hù)，錨桿間排距為1200×1200mm。巷道頂板采用MSGLD-600（X）等強(qiáng)螺紋鋼式樹脂錨桿（Φ22mm×L2200mm），巷道兩幫采用MSGLD-335/22等強(qiáng)螺紋鋼式樹脂錨桿（Φ22mm×L2200mm）。

2 預(yù)裂切頂前的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)

對巷道頂板進(jìn)行預(yù)裂切頂前，采用恒阻大變形錨索補(bǔ)強(qiáng)加固。巷道中間恒阻大變形錨索垂直于頂板方向布置，巷道上幫恒阻大變形錨索沿鉛直方向布置：第一列恒阻錨索距原巷幫500mm，排距1000mm；第二列恒阻錨索位于巷中，排距2000mm。此外，在距另一側(cè)煤壁幫500mm處布置一列普通錨索，排距3000mm，支護(hù)如圖1所示。第一列恒阻錨索相鄰錨索之間用W鋼帶連接（W鋼帶平行于巷道走向），以提高頂板的整體強(qiáng)度。

根據(jù)切縫參數(shù)及巷道原設(shè)計(jì)支護(hù)方式，恒阻大變形錨索直徑取為21.8mm，長度取為11300mm，恒阻器長500mm，外徑79mm，最大允許變形量350mm，恒阻值為30±2t，預(yù)緊力不小于25t，托盤規(guī)格300×300×16mm，中間擴(kuò)孔直徑100mm±1mm。

圖1 恒阻錨索加強(qiáng)支護(hù)圖

3 沿空留巷臨時支護(hù)方案

3.1 后巷臨時支護(hù)工作阻力計(jì)算

工作面回采過后直接頂垮落，基本頂斷裂運(yùn)動期間對短壁梁造成沖擊作用，為巷道頂板劇烈運(yùn)動期。在恒阻錨索及臨時支護(hù)的加強(qiáng)支護(hù)作用下，保證巷道頂板不發(fā)生嚴(yán)重沉降及沿副幫側(cè)折斷現(xiàn)象，將切頂后巷道直接頂簡化為懸臂梁。

圖2中作用力均為走向單位寬度的受力，其中P為斷裂基本頂沖擊作用力，F(xiàn)1為恒阻錨索及原有錨索支護(hù)作用力，F(xiàn)2為臨時支護(hù)作用力，G1為三角區(qū)域頂板重力，G2為矩形區(qū)域頂板重力，M0為巖梁內(nèi)的抗彎力矩，H為切縫鉆孔深度，B為留巷寬度，θ為切縫鉆孔角度。

圖2 切頂短壁梁受力模型

在頂板不發(fā)生劇烈變形條件下，頂板受力滿足力矩平衡原理，即：

將

代入式（1）可得：

式中：

σ-巖梁最大拉應(yīng)力，MPa；

k-頂板壓力動載系數(shù)；

ME-基本頂厚度，m；

γ1-直接頂容重，kN/m3；

γ2-基本頂容重，kN/m3；

C-基本頂斷裂步距，m。

根據(jù)福城煤礦生產(chǎn)地質(zhì)條件，知F1=450kN，H=11m，B=4m，θ=20 °，k=1.3，ME=5m，γ1=25kN/m3，γ2=25kN/m3，C=18m，頂板巖梁最小抗拉強(qiáng)度στ=2MPa，知σ＜στ，因此巷道直接頂巖梁不會發(fā)生斷裂，切頂卸壓沿空留巷是安全的，安全系數(shù)為ξ=στ/σ，則σ=1MPa。

計(jì)算得F2=1497kN。

3.2 后巷臨時支護(hù)設(shè)計(jì)方案

（1）方案1：1906S運(yùn)輸巷鋼管混凝土墩柱支護(hù)方案

1906S工作面下巷埋深930m，采高4m，煤層傾角22°，直接頂為2.6m灰?guī)r，直接底為3.9m細(xì)砂巖。設(shè)計(jì)采用單體棚進(jìn)行臨時支護(hù)，鋼管混凝土墩柱進(jìn)行永久支護(hù)。支護(hù)平面圖如圖3所示。

圖3 鋼管混凝土墩柱支護(hù)方案

下幫與單軌吊之間布設(shè)一列，距下幫500mm，排距1200mm，采用鉸接頂梁，沿走向布設(shè)；單軌吊與上幫之間沿傾向布設(shè)一梁三柱，第一根單體支柱與下幫單體間距2000mm，三根單體支柱間排距800mm，間距1000mm和600mm。

鋼管混凝土墩柱直徑299mm（面積0.058505m2），承重380t（3800kN），間距1.6m。

計(jì)算得臨時支護(hù)工作阻力為F3=380×103kg÷1.6×10N/kg+（20×103kg×3/0.8+20×103kg÷1.2）×10N/kg=2375kN+916kN=3291kN。

F3＞F2，支護(hù)體系的工作阻力滿足頂板控制要求。

（2）方案2：1906S運(yùn)輸巷單體從柱支護(hù)方案

設(shè)計(jì)采用單體棚+單體叢柱進(jìn)行臨時支護(hù)。支護(hù)平面圖如圖4所示。

下幫與單軌吊之間布設(shè)一列，距下幫500mm，排距1200mm，采用鉸接頂梁，沿走向布設(shè)；單軌吊與上幫之間沿傾向布設(shè)一梁三柱，第一根單體支柱與下幫單體間距2000mm，三根單體支柱間排距800mm，間距1000mm和600mm。

單體叢柱采用3根單體為一叢，排距800mm。

計(jì)算得臨時支護(hù)工作阻力為：

F4＞F2，支護(hù)體系的工作阻力滿足頂板控制要求。

圖4 單體叢柱支護(hù)方案

（3）方案3：1906S運(yùn)輸巷單體抬棚支護(hù)方案

設(shè)計(jì)采用單體棚+單體抬棚進(jìn)行臨時支護(hù)。支護(hù)平面圖如圖5所示。

圖5 單體抬棚支護(hù)方案

下幫與單軌吊之間布設(shè)一列，距下幫500mm，排距1200mm，采用鉸接頂梁，沿走向布設(shè)；單軌吊與上幫之間沿傾向布設(shè)一梁三柱，第一根單體支柱與下幫單體間距2000mm，三根單體支柱排距600mm，間距1000mm和600mm。

采用單體間距為500mm的π型梁棚在切縫側(cè)沿走向布設(shè)，加強(qiáng)對頂板支護(hù)。

計(jì)算得臨時支護(hù)工作阻力為：

F5＞F2，支護(hù)體系的工作阻力滿足頂板控制要求。

3.3 后巷臨時支護(hù)設(shè)計(jì)方案對比分析

后巷臨時支護(hù)設(shè)計(jì)方案對比分析見表1。

4 現(xiàn)場工程試驗(yàn)效果分析

根據(jù)上述確定的三個方案，在1906S工作面進(jìn)行了現(xiàn)場實(shí)施，實(shí)施過程中通過觀測發(fā)現(xiàn)：

（1）由于1906S工作面頂?shù)装鍒?jiān)硬，而鋼管混凝土墩柱支護(hù)形式不能夠產(chǎn)生讓壓可縮變形，因而鋼管混凝土墩柱多數(shù)損壞嚴(yán)重，方案1失敗。

（2）單體叢柱工作阻力較大，受壓可縮，穩(wěn)定性較好，但仍需打設(shè)戧柱進(jìn)行擋矸維護(hù)（擋矸U型鋼上端支護(hù)），單體需求量較大，方案2可以采用。

（3）單體抬棚支護(hù)既對頂板起到支撐作用，同時上端對擋矸U型鋼進(jìn)行側(cè)向支護(hù)，單體需求量較小，方案3可以采用。

5 結(jié)論

針對福城礦業(yè)有限公司1906S工作面深井大傾角厚煤層切頂卸壓沿空留巷的具體條件，綜合確定采用單體抬棚支護(hù)方案。目前1906S工作面已經(jīng)留巷1000m，留巷效果滿足生產(chǎn)要求，對切頂卸壓沿空留巷技術(shù)在深井大傾角厚煤層開采中的推廣應(yīng)用具有重要的借鑒意義。