開拓煤業(yè)極近距離煤層回采巷道圍巖控制技術研究應用

曹海彬

（山西潞安化工集團蒲縣開拓煤業(yè)公司，山西 蒲縣 041206）

1 工程概況

山西潞安集團蒲縣開拓煤業(yè)有限公司3109 工作面開采3#煤層，煤層平均厚度為4.22 m，平均含有兩層夾矸。煤層頂板巖層為泥巖，局部為粉砂巖，底板巖層為泥巖和炭質泥巖。3#煤層與2#煤層間的間距為2.5～4 m，屬于極近距離煤層。3109 軌道回風巷沿3#煤層底板掘進，巷道斷面為梯形，上寬為2.7 m，下寬為3.7 m，凈高為2.49 m。3109 軌道回風巷上方為2#煤層采空區(qū)，為保障極近距離采空區(qū)下回采巷道圍巖的穩(wěn)定，特進行圍巖控制技術研究與分析。

2 破碎頂板支護機理與原則

2.1 破碎頂板特征

破碎頂板是指煤層上方的巖體在裂隙切割下形成的松散巖塊所組成的巖體。破碎頂板自身的承載能力較低，其主要依靠破碎巖塊間的擠壓摩擦作用形成一定的強度，且破碎頂板會在巷道圍巖應力的作用下相互擠壓，從而在破碎巖塊間形成壓力拱。在破碎圍巖體壓力拱的作用下，壓力拱上方的巖塊不會出現(xiàn)垮落現(xiàn)象。針對壓力拱下方的巖塊，由于其上的水平壓力較小，且?guī)r塊間的摩擦阻力小于巖塊的自身重力，此時若支護方式不合理，頂板極易出現(xiàn)垮落[1-3]。

針對破碎頂板巷道的支護，其主要目的是為了控制巷道圍巖的變形及頂板的進一步垮落，進而達到控制壓力拱范圍內及其下方巖塊冒落的目的。單根錨桿主要是通過點與頂板的接觸達到控制巖層的目的，但當頂板松軟破碎時，采用錨桿支護所能實現(xiàn)的支護效果將大幅降低[4-5]。破碎頂板內采用垂直方式布置錨桿時，錨桿僅能夠提供垂直方向的擠壓力，會出現(xiàn)錨固點不穩(wěn)定的現(xiàn)象；當傾斜布置錨桿時，巷道中部的巖塊體易出現(xiàn)大變形和垮落的現(xiàn)象。

2.2 支護原則與支護方式模擬

根據(jù)3109 工作面軌道回風巷的具體地質條件可知，巷道頂板巖層破損嚴重。結合破碎頂板的特征，為保障巷道圍巖穩(wěn)定，提出支護原則如下：（1）強化頂板管理，減緩兩幫壓力；（2）增強頂板初期支護；（3）加大支護強度，改善圍巖性能[6]。

基于3109 工作面軌道回風巷支護原則，結合破碎頂板特征，現(xiàn)分別設計巷道頂板采用錨桿索支護和架棚支護進行對比分析。采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立模型長×寬×高=160 m×90 m×94 m，模型左右兩側各取40 m 的邊界，模型上邊界施加等效垂直應力，固定模型左右邊界的側向位移，固定模型底部的上下及左右位移，基于巷道特征進行各巖層物理力學參數(shù)的賦值。

根據(jù)數(shù)值模擬結果能夠得出，巷道在采用錨桿索支護和架棚支護時，巷道圍巖垂直應力分布云圖如圖1。

圖1 垂直應力分布云圖

分析圖1 可知，巷道在采用錨桿索支護時，巷道內部的垂直應力相較于巷道未支護時出現(xiàn)一定程度的降低，但垂直應力降低幅度較小。當巷道采用架棚支護時，巷道圍巖垂直應力出現(xiàn)一定程度的降低，但在巷道頂板位置處仍存在著一定程度的應力集中現(xiàn)象。且根據(jù)數(shù)值模擬結果可知，巷道在采用架棚支護時，巷道頂板下沉量仍較大，無法滿足回采巷道的使用要求。

基于3109 軌道回風巷采用錨桿索支護和架棚支護的數(shù)值模擬結果，進行巷道圍巖錨桿+架棚、錨桿錨索+架棚的綜合支護方式分析。根據(jù)模擬結果能夠得出，在該種支護方式下工作面回采期間巷道圍巖的位移情況如圖2。

分析圖2 可知，巷道采用錨桿索+架棚或錨桿+架棚支護方案后，相較于巷道僅采用錨桿支護或架棚支護時，頂板下沉量及兩幫移近量均大幅減小。且從圖中能夠看出，隨著工作面回采作業(yè)的進行，頂板下沉量及兩幫移近量均在逐漸增大，巷道采用錨桿+架棚支護和采用錨桿索+架棚支護時，巷道圍巖位移量相較較小，這是由于2#煤層采空區(qū)與3#煤層間間距較小，錨索錨固范圍內均為頂板破碎區(qū)域，無法起到錨索充分的錨固效果，進而無法起到提升圍巖承載能力的效果。巷道采用錨桿+架棚支護時，模擬結果顯示，工作面回采100 m 時，頂板下沉量為60 mm，兩幫移近量為59 mm。綜合上述分析可知，巷道采用錨桿+架棚支護方案，圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)，巷道圍巖變形量滿足回采巷道的使用要求。

圖2 工作面回采期間巷道圍巖位移曲線圖

3 圍巖控制技術

3.1 圍巖支護方案

綜合3109 軌道回風巷的具體地質條件，結合巷道支護原則及數(shù)值模擬結果，確定巷道采用錨網(wǎng)梁+工字鋼的支護方案。其中巷道基本支護為頂錨桿+梯子梁+幫錨桿+梯子梁+金屬網(wǎng)/塑料網(wǎng)，加強支護為11#礦用工字鋼，具體支護方案如下：

3.1.1 基本支護

（1）頂板支護

錨桿采用規(guī)格20#-M22-2000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，Ф=20 mm，長度為2000 mm，托盤采用120 mm×120 mm×8 mm 的鋼板鐘形托板。頂板錨桿間排距為900 mm× 1000 mm。金屬網(wǎng)選用10#鉛絲制作的金屬經(jīng)緯網(wǎng)，網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm，網(wǎng)片規(guī)格3200 mm ×1200 mm。組合梁采用寬度為80 mm、長度為3000 mm 的鋼筋梯子梁。

（2）兩幫支護

兩幫錨桿采用20#-M22-2000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿Ф=20 mm，長度2000 mm，托盤規(guī)格同頂板。兩幫錨桿間排距1000 mm×800 mm。兩幫中外幫采用10#鉛絲制作的金屬經(jīng)緯網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格2500 mm×1000 mm；內幫采用阻燃尼龍網(wǎng)，網(wǎng)片規(guī)格2500 mm×1000 mm。兩幫組合梁采用寬度為80 mm、長度為2300 mm 的鋼筋梯子梁。

3.1.2 加強支護

（1）頂梁、支腿

采用11 號礦用工字鋼，頂梁長度為3.0 m，支腿長度為2.8 m。

（2）剎桿

每架棚頂剎桿為六根，從梁的端頭0.25 m 處開始，間距0.5 m 依次布置（頂板破碎時可適當多上剎桿），規(guī)格尺寸1000 mm×100 mm×40 mm。每架棚側剎桿為兩根，兩側各一根，距頂梁1.6 m，規(guī)格尺寸為1000 mm×100 mm×40 mm。

（3）拉桿

架與架之間采用拉桿連接，頂梁之間采用兩個拉桿，支腿采用一個拉桿，拉桿采用Ф16 mm 圓鋼制作。工字鋼棚間距800 mm。

（4）撐棍

架與架之間采用三根撐棍，頂梁中間采用一根撐棍，支腿靠近梁窩處各上一根撐棍。撐棍要打設在一條直線上。

具體3109 軌道回風巷支護斷面如圖3。

圖3 巷道支護斷面圖

3.2 效果分析

3109 軌道回風巷采用現(xiàn)有支護方案后，分別在巷道掘進期間和工作面回采期間進行巷道表面位移的觀測分析，表面位移監(jiān)測采用十字布點法。掘進工作面的監(jiān)測斷面在掘進迎頭處，回采期間監(jiān)測斷面在超前工作面40 m 的位置處。根據(jù)監(jiān)測結果繪制得出巷道圍巖變形曲線圖如圖4。

圖4 巷道掘進期間及回采期間圍巖變形曲線圖

分析圖4 可知，巷道采用現(xiàn)有支護方案時，掘巷期間巷道圍巖變形速率在滯后迎頭20 m 的位置處開始大幅增大，當滯后迎頭45 m 后，圍巖變形速率大幅降低，其中頂板最大下沉量為98 mm，兩幫最大移近量為61 mm，底板鼓起量為24 mm。工作面回采期間，監(jiān)測斷面在超前工作面40 m 時，圍巖變形量開始逐漸增大，在監(jiān)測斷面距工作面5 m 時，頂板下沉量達到148 mm，兩幫移近量達到98 mm，底板鼓起量達到60 mm，圍巖變形量較小。

4 結論

根據(jù)3109 軌道回風巷近距離煤層采空區(qū)下圍巖地質條件，通過分析破碎頂板的具體特征及支護原則，采用數(shù)值模擬進行支護方式的模擬分析?；谀M結果設計巷道采用錨網(wǎng)梁+架棚支護，結合巷道特征進行支護參數(shù)設計。根據(jù)巷道掘進期間及回采期間的變形效果分析可知，巷道在現(xiàn)有支護方案下圍巖變形量滿足使用要求。