101綜放面順槽支護設計及效果考察

王路飛

（山西汾西礦業集團南關煤業， 山西 靈石 031300）

1 工程概況

某礦101綜放面為礦區南翼101盤區首采區，回采煤層為2號煤層，傾角1～12°，平均為6°，走向長度200 m，傾斜長度2 600 m。煤層埋深為410～550 m，平均為450 m，煤層平均厚度9.0 m，機采高度3.5 m，放煤高度5.5 m。

該礦101綜放面順槽原有支護效果較差，頂板局部時常發生局部冒頂，煤壁片幫嚴重，給工作面正常生產帶來極大不便，嚴重威脅礦工生命安全。選擇合適的支護方式應該滿足具體環境下的支護要求，因此在原有支護的基礎上對綜放面順槽圍巖控制支護方式進行加強支護，選擇錨桿錨索+錨網+U型鋼支架支護方式，改變順槽受力狀況，使之在服務期限內保持穩定。

2 工作面順槽支護參數設計

由現場錨桿拉拔實驗可知，直徑20 mm的錨桿屈服荷載為65～80 kN。本文錨桿設計荷載選為50 kN，則每排錨桿的根數為3.93，考慮到回采時對工作面順槽影響較大，因此選取6根頂錨桿；錨固長度為400 mm；頂錨桿長度為2 200 mm[1]。

結合圍巖破壞規律、巷道斷面尺寸以及巷道變形、圍巖松動圈范圍等實際情況，分別用這三種理論公式對101綜放面順槽支護參數進行計算，頂錨桿選取20 mm×2 200 mm左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，錨桿間排距700 mm×700 mm，錨固長度取500 mm，幫錨桿選取20 mm×2 000 mm左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，間排距和錨固長度均與頂錨桿一致。并且充分考慮101綜放面順槽地質條件、回采工藝及礦壓顯現情況，根據工程類比法總結類似條件工程經驗，積極對順槽圍巖應力進行監測，采用理論與實踐相結合的方法對101綜放面順槽支護方案進行優化設計。

3 工作面順槽礦壓監測

3.1 監測方案

本文結合礦井破碎頂板工作面順槽錨網索支護工程現狀，根據觀測內容，設計兩個觀測測區，分別對應觀測工作面順槽圍巖變形及順槽煤柱內應力分布情況。

3.1.1 順槽煤柱應力測區

在101綜放面與102工作面之問的順槽煤柱內，距開切眼50 m位置處布置了一組測點，在順槽煤柱內每隔1 m布置一個應力計，鉆孔直徑42 mm，在鉆孔孔底安裝應力測力計進行觀測。

3.1.2 工作面順槽變形觀測測區

在101綜放面運輸順槽內布置巷道變形觀測斷面，共布置5個斷面，監測距開切眼30～70 m工作面順槽頂底板、兩幫的變形情況。在斷面內布置頂板、兩幫位移觀測測點。

3.2 觀測數據分析

3.2.1 工作面順槽變形監測結果

綜放面超前支護監測系統采用礦用單體數字壓力循環監測儀監測煤礦井下單體液壓支柱的工作阻力，根據測取的數據判斷工作面前方支承壓力影響范圍。在101綜放面兩順槽分別超前40 m及60 m內，采集超前單體液壓支柱工作阻力。監測的單體支柱均布置在頂底板較完整、直線型支設。

根據觀測的數據分析結果可根據下頁圖1得出以下結論[2-3]：

1）單體支柱載荷隨工作面距離不斷減小而呈上升趨勢；工作面前方30～60 m范圍內，載荷浮動較小，單體支柱載荷在10 MPa左右。

2）單體柱載荷在工作面前方20 m處達到最大值，運輸順槽、回風順槽分別為17.8 MPa和18.6 MPa；由觀測數據可知，超前支承壓力的影響范圍在工作面前方50 m范圍內。

圖1 101綜放面順槽支柱載荷曲線圖

3）原巖應力為10 MPa，兩順槽超前支承壓力峰值分別為17.8 MPa和18.6 MPa，則其應力集中系數平均為1.82。

在工作面超前順槽中布置有3個巷道變形觀測斷面，分別實測距工作面不同位置順槽巷道的工作面回采時巷道表面收斂、頂板離層及錨桿(索)受力等情況變化關系。順槽變形情況如圖2所示。

圖2 工作面順槽表面收斂情況

由工作面運輸順槽斷面收斂量變化規律可以看出，工作面順槽在觀測期間頂板最大沉降量及兩幫收斂量均在距離工作面25 m處，在距離工作面25～50 m范圍內，隨著遠離工作面頂板下沉量及兩幫收斂量逐漸減小。頂板下沉量最大為143 mm，與頂板離層數據基本吻合，兩幫收斂量最大值為95 mm，頂板下沉量大于兩幫收斂量，幫部相對穩定。當監測點距離工作面50 m后順槽巷道收斂變形速率逐漸變小，頂板下沉及兩幫收斂量均變化較小，在距回采工作面60 m以外時頂板下沉量和兩幫收斂量變化基本處于穩定，因此采動對工作面順槽幾乎沒有影響，工作面順槽處于無擾動階段。在距離工作面大約25 m范圍內，因101綜放面運輸順槽超前單體支柱及破碎機影響導致無法觀測[4-5]。

由圖3可知雖然各監測區域段都有不同程度的離層，但101綜放面運輸順槽頂板離層主要集中在6 m以下，5 m以下頂板離層量為120 mm，0～3 m區段頂板離層量為80 mm，6 m以上頂板離層量相對較小，深部圍巖范圍內錨索加固效果顯著。頂板離層量累計達到143 mm，相比原支護方案頂板離層量小很多，并且工作面順槽從變形到穩定速率快，在無采動影響下后期蛹變較小。該種支護方案滿足工作面回采期間的支護要求。

圖3 頂板上部不同位置離層位移量

由圖4分析2號煤工作面順槽斷面錨桿（索）受力情況可知，錨桿（索）受力保持不變，隨著回采工作面向前推進，受采動影響，受力開支逐漸增大。頂板錨桿受力較大，最大值為140 kN，左幫錨桿受力大于右幫錨桿，說明受到工作面回采支承壓力的影響，工作面順槽左幫受力較大，有發生片幫的危險，應加強監測及時對左幫加強支護。

圖4 錨桿（索）測力計載荷變化

綜上所述，得到以下結論：

1）在距回采工作面較遠時單體支柱受力基本沒有變化，當距離回采工作面55 m時受力逐漸增大，說明在距離回采工作面55 m時開始受到采動的影響。

2）在距回采工作面60 m之外順槽頂板下沉量和兩幫位移量都較小，可以認為未受到采動影響，工作面順槽處于穩定階段，無需進行加強之護。

3）在距回采工作面53 m以外時，巷道錨桿（索）變化不大，而當在距回采工作面53 m以內范圍時，左幫錨桿受力開始增大并且大于右幫錨桿受力，表明左幫受到101綜放面采動的影響較大；而順槽頂板錨索的壓力值變化不大，這說明頂板支護較好。

3.2.2 順槽煤柱應力監測結果

以測點距工作面順槽幫部的距離為橫坐標，以順槽煤柱側向支承應力值為縱坐標，煤柱內不同位置支承壓力曲線如下頁圖5所示，從煤柱內不同監測點的應力變化可以反映出在采動影響下煤柱的連續性與穩定狀態。

由圖5可以看出工作面順槽煤柱上側向支承壓力峰值為15.8 MPa，應力集中系數為1.58，可以看出側向支承壓力應力集中系數比工作面超前支撐壓力低，影響范圍亦較之小。目前留設25 m護巷煤柱是不能滿足綜放回采頂板來壓強度的，因為工作面順槽煤柱支承壓力穩定區在18 m之外，要想保證順槽煤柱的穩定性必須留設足夠寬度的煤柱，必須保證煤柱中部具有一定的彈性區。這也正好解釋了101綜放面順槽頂板支護困難，經常發生片幫和底鼓的原因，嚴重影響到工作面正常回采。因此應適當增大煤柱尺寸[6]。

圖5 工作面側向支承壓力曲線

4 結論

1）確定了101綜放面順槽支護的重點應集中在以下幾方面。強化初期支護強度，減小順槽圍巖變形；加強順槽幫角支護；及時加固破碎區，提高錨桿預緊力；在聯合支護的基礎上，在101綜放面前方采取超前支護。

2）通過理論計算出錨桿的支護參數：頂錨桿采用Φ20 mm×2 200 mm，幫錨桿采用Φ20 mm×2 000 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿排間距700 mm×700 mm。

3）根據現有順槽支護的發展現狀，提出了“卸壓+加強支護+讓壓”的支護原則，通過卸壓+加強支護+讓壓耦合支護保證工作面回采期間順槽的穩定安全。

4）現場觀測101綜放面運輸順槽回采期間圍巖表面位移結果表明：在順槽煤柱留設37 m時，采用錨索錨桿聯合支護方案下，在距工作面25 m處觀測到工作面順槽頂板最大下沉量為143 mm，兩幫最大移近量≤95 mm，順槽圍巖處于采動影響可控范圍。表面位移觀測結果表明，煤柱尺寸及支護方案設計均達到了預定效果。

5）通過分析工作面順槽斷面錨桿（索）受力數據可知，隨著回采工作面向前推進，頂錨桿受力較大，最大值為140 kN，左幫錨桿受力大于右幫錨桿，說明受工作面回采支承壓力的影響，順槽左幫受力較大，煤壁發生片幫危險性較大，應對左幫進行加強支護。

6）順槽煤柱鉆孔應力計實測結果表明：留設37 m順槽煤柱，隨著工作面向前推進，順槽煤柱和工作面順槽圍巖塑性破壞范圍及變形量逐漸增大，采動影響下順槽煤柱和工作面順槽圍巖變形能夠控制在合理范圍內，滿足正常生產要求，順槽煤柱能夠保持穩定。