綜放厚煤頂回采巷道支護優(yōu)化研究

郭志敏

（大同煤礦集團同生樹兒里煤業(yè)有限公司，山西 大同 037000）

同生樹兒里煤業(yè)在綜放劇烈采動環(huán)境下，支承壓力影響范圍內(nèi)運輸巷道出現(xiàn)了煤頂嚴重破碎且網(wǎng)兜撕裂漏冒、兩幫碎裂大量擠出，常出現(xiàn)輸送機端頭設(shè)備處無行人空間，直接影響安全生產(chǎn)。針對該平巷支護難題，基于綜放回采巷道變形破壞的新特點，針對性地提出綜放厚煤頂回采巷道圍巖支護優(yōu)化方案，現(xiàn)場試驗表明，優(yōu)化后的支護方案對巷道圍巖變形控制效果較好。

1 工程概況

樹兒里礦現(xiàn)主采3號煤層，平均埋深183m，煤層厚度9.3～13.1m，平均厚度11.2m。煤體硬度f=1.1，傾角平均2°，密度1.449/cm3。8105工作面一次采高3.3m，放煤7.9m，屬于大型綜放工作面。工作面軌道順槽為矩形，寬×高=4.6m×3.3m，該巷道頂部尚有7.9m左右煤層。直接頂為厚度2.25m砂質(zhì)頁巖；復(fù)合基本頂，由下到上依次為1.48m的粗砂巖、1.74m的細砂巖、1.63m的中砂巖和1.84m的粉砂巖。

2 厚煤頂回采巷道變形破壞特征

2.1 回采巷道原有支護方案

8105綜放面軌道順槽原有支護方案斷面圖如圖1所示。頂板布置5根Ф20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂板采用Ф17.8mm ×9300mm的鋼絞線錨索，軸向數(shù)量呈2-1-2方式布置，間距1500mm，排距3000mm。圍巖其余支護參數(shù)如圖1所示。

圖1 原有巷道支護斷面圖（單位：mm）

2.2 回采巷道變形破壞特征

經(jīng)過井下觀測發(fā)現(xiàn)，8105工作面前方150m范圍內(nèi)巷道變形破壞嚴重，具有支護效果評價代表性，由此區(qū)域可歸納出8105工作面軌道順槽原有支護方案段變形破壞顯現(xiàn)特征如下：

（1）巷道兩幫煤體破碎擠出嚴重。前方150m范圍內(nèi)巷道變形極其嚴重，實體煤幫的下部煤體破碎擠出，擠出量約為200～300mm。上區(qū)段采空區(qū)側(cè)煤柱幫破壞較實體煤幫嚴重，煤柱中下部煤體多破碎擠出300～800mm的網(wǎng)兜，大面積區(qū)域網(wǎng)兜從中下部開裂致使碎裂煤塊流出，局部錨桿體懸露支護失效。

（2）支承壓力范圍內(nèi)頂板漏冒嚴重。煤頂呈現(xiàn)非對稱破壞，煤柱側(cè)破壞嚴重，多處網(wǎng)兜開裂煤體流出，些許錨索懸露。橫向錨索之間煤頂開裂破碎較嚴重。局部下沉量達300～500mm。

（3）巷道斷面橫向收斂量大。巷道兩煤幫收斂量大，導(dǎo)致巷道斷面橫向尺寸收窄，收窄后巷道斷面寬度3.5～4m。輸送機端頭設(shè)備與煤幫的距離局部小于150mm，行人極困難甚至無法通行，超前作業(yè)受到極大影響。

3 巷道破壞機制及支護優(yōu)化方案

3.1 回采巷道變形破壞機制

通過分析8105綜放面軌道順槽地質(zhì)生產(chǎn)條件、巷道圍巖特征及原有支護體等情況，得出其圍巖變形破壞顯現(xiàn)主要原因是：

（1）特厚煤頂大跨度地質(zhì)生產(chǎn)條件。平巷煤頂較厚，平均7.9m，局部地區(qū)甚至達8.9m。特厚煤頂板屬于軟弱不穩(wěn)定型頂板，掘進揭露短時間內(nèi)易出現(xiàn)微裂隙貫通破碎，且頂板破壞深度較常規(guī)煤巷高，若支護方案維護不合理，破碎深度繼續(xù)發(fā)展和煤體深部發(fā)生離層，極易發(fā)生冒頂。原有支護方式段局部區(qū)域發(fā)生了冒高為2m左右的冒頂現(xiàn)象。

（2）大型綜放面劇烈采動影響。工作面綜放一次采出10m左右，開采強度和空間大，覆巖波及范圍廣，隨著工作面的推進，覆巖較常規(guī)綜放面運動劇烈，距工作面200m左右的巷道應(yīng)力集中程度高，巷道破壞范圍大。

（3）支護結(jié)構(gòu)支護效能低。結(jié)合巷道煤層頂板賦存關(guān)系和圖1發(fā)現(xiàn)，原有支護方案的頂板錨索錨固在深部穩(wěn)定巖層部分較短，煤層變厚區(qū)域錨固在煤體內(nèi)，錨固力小，頂板徑向支護作用弱。巷道實體煤幫底角未提供錨桿支護，人為造成支護缺陷，煤體積聚的能量由此支護薄弱點釋放，導(dǎo)致煤體易從此破碎擠出。相關(guān)實踐表明，采空區(qū)煤柱側(cè)是巷道控制的重點，對特厚劇烈采動煤層更應(yīng)加強支護。工程類比發(fā)現(xiàn)，采空區(qū)側(cè)煤幫錨桿支護密度較低，導(dǎo)致煤柱幫破壞嚴重形成網(wǎng)兜。

綜上分析知，8105綜放巷道厚煤頂條件差，支護結(jié)構(gòu)支護不均，未形成支護一體化，錨固力低，劇烈采動影響支護結(jié)構(gòu)效果更差，有待優(yōu)化。

3.2 回采巷道支護優(yōu)化方案

基于圍巖破壞特點提出徑向與切向共同支護頂板和強化兩幫（尤其是煤柱幫）的預(yù)應(yīng)力桁架錨索與錨桿（索）網(wǎng)支護優(yōu)化方案，如圖2所示。

圖2 支護優(yōu)化方案斷面圖（單位：mm）

3.2.1 巷道頂板優(yōu)化方案

巷道厚煤頂易破碎，加之跨度增大，破壞深度增加，因此厚煤頂?shù)目刂撇粌H需要提供強有力的徑向作用，而且還應(yīng)提供切向作用。因此選擇預(yù)應(yīng)力桁架錨索，提出錨桿、高預(yù)緊力桁架錨索與單體錨索平行布置的頂板支護方式。錨桿采用Ф20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1000mm，角錨桿與鉛垂線夾角15°，其余錨桿垂直頂板布置。選取Ф17.8mm ×10300mm桁架錨索與Ф17.8mm×10300mm單體錨索間隔組合支護。其中，桁架錨索孔口距×排距=2100mm×8000mm，單體錨索排距為2000mm，斷面2根單體錨索間距為2000mm，單根錨索布置頂板中部。

3.2.2 巷道強幫優(yōu)化方案

（1）回采巷道實體煤幫優(yōu)化方案。針對實體煤幫原有支護缺陷，提出幫煤底角補打錨桿優(yōu)化方案，增大錨桿直徑，提高支護密度，改善煤幫支護強度，劇烈采動時促使能量轉(zhuǎn)移，使支護體載荷均勻化。實體煤幫采用Ф20mm×2000mm玻璃鋼錨桿，每排3根，錨桿間排距均為1000mm，附件選用高強塑料網(wǎng)護幫，其余參數(shù)如圖2所示。

（2）煤柱幫優(yōu)化方案。大量相關(guān)研究表明，采空區(qū)側(cè)煤柱是巷道穩(wěn)定控制的關(guān)鍵，針對綜放劇烈采動煤巷提出了強幫優(yōu)化方案，煤柱幫Ф18mm× 2000mm的圓鋼錨桿支護，每排4根，排距為750mm×1000mm，8號菱形金屬網(wǎng)護幫，其余參數(shù)如圖2所示。

4 工業(yè)性試驗評價

8105綜放面回采期間，在采用了優(yōu)化支護方案控制的軌道順槽區(qū)段布置測站，對該巷道圍巖表面位移進行實時監(jiān)測，監(jiān)測過程如圖3所示。

圖3 5105軌道順槽表面位移變化曲線

從圖3中可以看到，采動影響范圍內(nèi)，頂板最大下沉量為180.4mm，底板底鼓量變化不明顯，最大鼓出量為45.2mm，巷道兩幫最大收斂量為226.1mm，均在安全范圍之內(nèi)，滿足了通風(fēng)、行人等需要。

5 結(jié)論

（1）從地質(zhì)生產(chǎn)條件和支護結(jié)構(gòu)方面分析回采巷道變形破壞特征，得出大跨度特厚煤頂、劇烈采動作用和支護結(jié)構(gòu)支護效能低綜合作用是導(dǎo)致回采巷道變形破壞的主要原因。

（2）根據(jù)厚煤頂圍巖破壞特點，基于支護一體化思路，確定雙重作用的高預(yù)應(yīng)力桁架錨索、強力徑向單體錨索、煤幫補打錨桿綜合互補控制的支護優(yōu)化方案，可以控制回采巷道圍巖的變形。

（3）對同生樹兒里煤業(yè)8105綜放面軌道順槽進行支護方式的優(yōu)化后，圍巖表面位移檢測結(jié)果表明，巷道頂板最大下沉量、兩幫最大收斂值、底板最大鼓出量均在安全范圍之內(nèi)，實現(xiàn)了厚煤頂回采巷道穩(wěn)定性控制。