厚煤層鄰采空側巷道布置及支護方式優化

王曉平

（陽泉煤業（集團）有限責任公司， 山西 陽泉 045008）

1 礦井概況

陽煤一礦主采15號煤層，賦存于太原組下部，煤層埋深平均540 m，煤層最大厚度9.03 m，最小厚度4.77 m，平均厚度6.91 m，煤層傾角2°～11°，平均4°，為近水平煤層；煤層硬度f為2.0，煤層層理發育，節理較發育；直接頂為黑色泥巖，平均厚度1.09 m；基本頂為深灰色石灰巖，平均厚度11.8 m。

煤層自然發火等級為Ⅲ級不易自燃煤層。絕對瓦斯涌出量165.76 m3/min，相對瓦斯涌出量14.05m3/t，正常涌水量為64 m3/h，最大涌水量為140 m3/h，無煤塵爆炸危險。

工作面采用走向長壁采煤法，后退式開采，綜合機械化放頂煤一次采全高采煤方式，全部垮落法管理頂板。

2 鄰采空側巷道布方式

陽煤一礦為使相鄰回采工作面間的煤柱產生彈性應力核，在采動過程中能夠互不影響，因而工作面間留設的煤柱主要以寬煤柱為主，寬度一般為20～25 m。為了提高巷道斷面利用率和掘進速度，以及滿足生產、運輸、通風以及行人的需要，采空側巷道一般采用矩形斷面。隨著工作面煤炭產量的增大、通風問題要求的不斷提高和使用大型現代化綜合機械設備的需要，巷道斷面要求越來越大，采空側巷道寬度已達到5.2 m，高度已達到3.1 m，斷面面積達到16.12 m2。為了節省煤炭資源，有利于輔助運輸過程，同時能節省支護頂板的時間，回采巷道從采區準備巷開口，沿頂板掘進到停采線以后就改為托頂煤沿煤層底板掘進，因此，受相鄰回采工作面采動影響的巷道幾乎全部位于煤層下部。為緩解工作面接替緊張關系，往往在鄰近工作面剛回采結束完就開始掘進下一個工作面的鄰采空側巷道；有時，甚至因單翼采區布置或采掘接替緊張，鄰近工作面回采的同時需要準備下一個工作面，出現迎采動面掘巷現象。

頂板采用“錨索+鋼帶+金屬網”聯合支護，排距800 mm，間距960 mm，鋼帶使用BHB-960-220-4-5100的6眼波紋鋼帶；每排布置6根錨索，錨索使用Φ21.6 mm×7 200 mm的錨索，錨索托板均使用400 mm×200 mm×92 mm的鑄鋼波紋托板，藥卷使用MS雙速23/120型樹脂錨固劑。金屬網使用6 000 mm×1 000 mm經緯金屬網。

兩幫采用“錨桿+錨索+金屬網”聯合支護，每排每幫布置一根錨桿兩根錨索，第一眼和第二眼布置Φ15.24 mm×5 200 mm的錨索，錨索托梁使用長400 mm的14號槽鋼+300 mm×300 mm×12 mm的大墊片+200 mm×95 mm×12 mm的小墊片，藥卷使用MS雙速23/120型樹脂錨固劑。第三眼布置Φ22 mm×2000 mm的螺紋鋼錨桿，托板為350 mm×120 mm×50 mm框式托板，藥卷使用MSK23/60型樹脂錨固劑。錨桿錨索間距從頂板往下依次為400 mm/1 000 mm/1 000 mm/700 mm。幫網使用6 000 mm×1 000 mm的經緯金屬網且橫向布置。

3 存在問題

鄰采空側巷道采用現有的布置及支護方式造成巷道圍巖變形量大，即掘進期間和回采期間，受動壓影響巷道底鼓、頂板下沉、兩幫變形非常嚴重。經分析總結，現有鄰采空側巷道布置和支護方式存在以下問題：

3.1 煤柱寬度留設不合理

由于陽煤一礦主采15號煤層，煤層節理裂隙發育，f值為2，直接頂為黑色泥巖，基本頂為深灰色石灰巖。工作面回采結束后，側向支承壓力影響范圍較大，側向支承壓力峰值正好在20 m范圍左右，在該范圍內布置巷道導致巷道大變形。而且該種方式對煤炭資源浪費較嚴重，綜放開采工作面外的煤炭損失大。

3.2 巷道掘進層位不合理

巷道托頂煤沿煤層底板掘進時，頂板煤體節理裂隙發育，穩定性較差，所以造成巷道支護困難，頂板下沉量大，一味地增加錨索，并不能改變圍巖的受力狀態，導致巷道大變形，巷道維護困難，易發生煤片落或形成網兜。

3.3 掘巷時機的把握不準確

對于礦井松軟、節理裂隙發育煤體的圍巖變形破壞機制不明確，導致在掘巷過程中受到臨側采空區頂板活動的影響較大，同時受到臨側采空區瓦斯影響較大，巷道掘出以后在使用之前就已經發生較大的變形。

3.4 支護參數與支護構件匹配性不合理

1）巷道頂板采用相同長度的錨索支護，支護系統剛度較大，不能形成讓壓承載層，而且巷道淺部圍巖只是靠長錨索的懸吊擠壓作用保持穩定，并不能形成穩定的主動承載結構，當有動載現象（掘炮）時，會出現錨索斷裂的現象。

2）錨桿（索）與托盤不匹配。螺紋鋼錨桿的強度較高，鐵托盤的剛度過小，變形很大，尤其框式托板脆性較高，在經受較大或突變的載荷時容易發生崩裂性破壞，框式托盤崩式破壞（見圖1）后在井下容易出現傷人事故。錨索托盤幾乎全部采用槽鋼，強度較低，在幫部不平整的地方，在預緊錨索的過程中就已經發生變形，極大地降低承載能力。

3）缺少必要的支護配件。球形墊圈和減磨墊圈等支護配件對提高錨桿預緊力和減少錨桿（索）沿托盤處破斷具有很好的效果。巷道支護未采用球形墊圈和減磨墊圈，造成錨桿扭矩達不到要求，在增大扭矩過程中遇到的阻力很大。錨索多數采用槽鋼托盤，受到較大壓力后容易產生彎曲變形，導致錨索在托盤口處發生彎曲，沿托盤口剪斷的情況比較多，見圖1。

圖1 框式托盤崩式破壞和錨索被剪斷

4）幫錨桿支護系統整體性較差。巷道幫部采用點錨的方式，護表能力低，造成巷道兩幫的變形量大。由于煤層破碎，錨桿失效的較多，巷道兩幫一旦產生變形，補打錨索也不能夠控制，應該采用鋼筋梯子梁，將單獨的錨桿或錨索連接為一個整體。

4 鄰采空側巷道布置及支護方式的優化

4.1 煤柱寬度留設的優化

煤柱留設的寬度是煤柱穩定性和巷道圍巖穩定性的關鍵所在，對鄰采空側巷道的維護效果和采出率均有較大的影響。通過對鄰采空側巷道頂板穩定性力學分析，根據實際的地質條件，在確保安全的情況下，結合產生的經濟效益，確定工作面間的煤柱留設寬度縮小到8～12 m。

4.2 巷道掘進層位的優化

鄰采空側巷道受到工作面采動影響，巷道的維護較為困難，巷道層位參數的正確選擇，可使巷道施工后巷道面貌好，巷道維護成本大幅度降低，取得良好的經濟和社會效益。由于工作面回采能力不斷增大，機械化水平逐漸提高，要求工作面推進速度快，回采巷道服務周期短，回采巷道沿頂板掘進不僅可以提高掘進速度，而且巷道頂板較容易控制，鄰采空側巷道確定采用沿頂板掘進的方式。

4.3 掘巷時機的優化

為避免鄰采空側巷道受鄰近工作面采動影響，巷道一般在鄰近工作面采空區巖層活動穩定后掘進。根據礦壓理論的研究可以確定上一個工作面采場頂板基本頂觸矸穩定后為沿空掘巷的最佳時間，即在工作面回采結束半年后再進行鄰采空側巷道掘進，此時巷道受到的動壓影響小，利于巷道支護。為緩和采掘關系緊張的矛盾，可盡量將采區布置為雙翼采區且采用工作面在兩個采區之間交替開采的辦法。

若不可避免要進行迎采動面掘巷，要采用分段施工技術，迎采動面掘巷應該避開鄰近工作面回采引起的超前支承應力和滯后支承應力影響，迎采動面掘巷在距離工作面超前支承應力以上停止掘進，采取加強支護措施穩控頂板，經歷強烈動壓作用影響后，在離工作面滯后支撐應力范圍后再次掘進，保證巷道圍巖變形易于控制。

4.4 支護參數及支護構件的優化

在煤巷沿頂板掘進過程中，煤幫與頂板會不同程度地出現一定范圍的破壞區，依據懸吊理論，優化巷道基本支護參數及支護構件，保持破壞區范圍內巖層的穩定性。通過收集礦井相關地質資料，對巖石力學參數進行測試實驗，根據測試結果進一步進行支護優化。優化后的支護方式如下所述：

頂板采用“主錨索+補強錨索+鋼帶+金屬網”聯合支護。排距1 000 mm，間距940mm，鋼帶使用BHW-940-280-4-5100的6眼W鋼帶；錨索布置方式：在鋼帶2、4，3、5眼交替布置補強錨索，其余眼布置主錨索。主錨索使用Φ21.8 mm×4 200 mm的錨索，補強錨索使用Φ21.8 mm×6 200 mm的錨索，錨索托板均使用300 mm×270 mm×14 mm的可調心W形托板（見下頁圖2）配合調心球墊，藥卷均使用MS雙速23/120型樹脂錨固劑。金屬網使用6 000 mm×1 200 mm經緯金屬網。

兩幫采用“錨索+金屬網”聯合支護，每排每幫布置3根錨索，錨索間距從頂板往下依次為400 mm/1 000 mm/1 000 mm/700 mm。每排每幫第一眼和第二眼布置Φ17.8 mm×5 200 mm的錨索，第一眼和第二眼上鋼筋梯子梁，鋼筋托梁采用直徑14 mm鋼筋焊接而成，寬度210 mm，長度1 400 mm；托板采用300 mm×270 mm×14 mm高強度可調心W型托板及配套調心球墊。第三眼布置Φ17.8 mm×4 200 mm的錨索，托板采用300 mm×300 mm×14 mm高強度可調心拱型托板及配套調心球墊。藥卷使用MS雙速23/120型樹脂錨固劑。幫網使用3 000 mm×1 200 mm的經緯金屬網且縱向布置。

圖2W形托板

5 試驗與礦壓觀測結果分析

按照上述優化方案，在陽煤一礦81303工作面回風巷進行應用與試驗，對巷道掘進和回采期間進行礦壓觀測，采集各個測站數據進行匯總，分析其圍巖控制效果及變形規律。

5.1 掘進期間巷道圍巖變形的分析

掘進期間巷道表面位移在掘進初期增長較快，隨著距離迎頭越來越遠變形逐漸趨于平緩，最終穩定在某一范圍內。根據測站的觀測結果（見表1）可知，巷道圍巖變形在距迎頭大約150 m處穩定，頂底板最大移近量平均為140 mm，兩幫最大移近量平均為220 mm，變形主要體現在兩幫。巷道布置及支護方式優化以后，巷道變形量明顯減小，沒有出現錨索破斷和被沿托盤口剪斷的情況，巷道穩定性明顯增強。

表1 巷道圍巖變形量

5.2 回采期間巷道圍巖變形的分析

回采期間的巷道變形量進行觀測，根據其觀測結果（見圖3）可知，巷道的頂底板移近量大于兩幫移近量，巷道的頂底板移近量最大為1 530 mm，兩幫移近量最大為1 260 mm，巷道變形從距離工作面110m的位置開始增加，表明超前影響范圍約為110m。巷道布置及支護方式優化以后，雖然巷道仍有較大變形，但相比優化前取得了良好的改觀。

圖3 回采期間的巷道變形量

6 結語

雖然鄰采空側巷道圍巖控制比較困難，沒有固定的模式可循，但是針對具體的地質情況，都可以找到適合自身的巷道布置與支護方案。通過合理優化煤柱寬度、巷道層位、掘巷時機、支護方式等，能夠使巷道穩定性增強，將圍巖變形量控制到最低限度。