采空區下覆特厚易自燃煤層回采巷道支護設計及優化

張京民

(河南能源化工集團新疆投資控股有限公司，新疆 烏魯木齊 830026)

我國已探明的建井基礎儲量達到2796億t，其中厚煤層占比達到44%，同時，我國每年的煤炭產量超過45%來自于厚煤層。從20世紀80年代開始，機械化的厚煤層采煤方法引起越來越多的煤礦重視，厚及特厚煤層的開采技術體系逐漸建立[1，2]。截止目前，放頂煤開采已成為7m以上厚及特厚煤層開采的首選采煤方法。目前7～14m煤厚的綜放開采方法在配套技術與裝備方面已經較為成熟；近年來，大采高與綜放開采技術應用越來越廣泛，14～20m特厚煤層采用一次采全厚大采高綜放開采的礦井越來越多，特厚煤層大采高綜放開采具有生產集約化、效率高的優點，有利于實現高產高效，但同樣存在防滅火壓力大、覆巖運動范圍大等不足[3-5]。雖然綜放開采技術能夠提高工作面的采煤效率，但也要求巷道具有更高的穩定性來適應放頂煤開采[6]。特別是在煤層群中開采采空區下覆特厚易自燃煤層時，上部采空區壓力對下部綜放工作面回采巷道穩定性的影響增大，進而造成巷道深部圍巖劣化發育，給巷道支護帶來很大困難[7-12]。此類巷道的錨網索支護面臨更高、更嚴苛的要求，因此，深入開展采空區下覆特厚易自燃煤層回采巷道支護設計研究具有重要意義[13-15]。

1 工程概況

河南能源新疆公司永寧煤化2301首采面位于二采區(單翼采區)，采區走向長度600～1200m，傾向長度300～500m，面積約0.5km2，開采23#—25#煤層，煤層厚度平均17.03m，采高2.8m，23#—25#煤層標高+550～+716m，上部42.7m為22#煤層采空區。煤的自燃傾向性：I類容易自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性。2301首采面上、下巷為矩形斷面，巷道斷面尺寸為3600mm×2800mm，結合22#煤層巷道支護情況，以工程類比法對2301軌道巷支護方式進行了初步設計，采用“錨網索+鋼筋梯”聯合支護，巷道斷面頂部錨桿均使用規格為?20mm×2000mm的高強錨桿，錨桿間排距為750mm×800mm，巷道幫部普通錨桿規格為?16mm×1600mm，間排距為800mm×800mm，沿巷道中心線布置一排錨索，間距6000mm，錨索規格為?15.20mm×7300mm。由于2301特厚易自燃煤層綜放工作面地質條件的復雜性，以及綜放工作面回采巷道礦壓規律很難認識全面，簡單地通過增加支護密度和支護強度來加固巷道雖然可以在一定程度上提高圍巖的穩定性，但如果不考慮最優支護參數，往往會造成材料浪費，影響煤炭企業的經濟效益。因此，需要對2301首采面上、下回采巷道支護參數進一步優化。

2 數值模擬研究

2.1 模擬方案

以永寧煤化2301綜放工作面回采巷道工程地質條件為背景，使用FLAC3D建立三維數值模擬計算模型，分析不同支護方式以及不同開采階段下的巷道圍巖應力狀態演化和位移變化情況。針對永寧煤化原有的支護方式與設計院設計優化的支護方式，分別模擬了三個開采階段，即巷道掘進初期、距工作面50m及距工作面10m。模型四周及底部固定為位移邊界，在模型上部施加應力，采用摩爾-庫倫模型，模型使用的巖石物理力學參數見表1。為滿足計算精度與計算時間要求，在巷道圍巖20m范圍內采用放射狀網格，此其余區域使用矩形網格，模型網格數量共354900個。

表1 模型中煤巖物理力學參數

2.2 模擬結果與分析

2.2.1 巷道掘進初期

巷道掘進初期兩種支護參數下的圍巖應力狀態分布如圖1所示，圍巖應力狀態可以反映兩種支護設計的支護效果。由圖1可以看出，兩種支護方式下的最大主應力集中于煤幫與底板的夾角附近，而巷道底板由于巷道的開挖，底板由三向應力狀態變為兩向應力狀態，應力降低，兩種支護方式下最大主應力的分布區域相似。兩種支護下的錨桿附近的應力差別明顯，由圖1(a)可知，原支護方式錨桿附近圍巖應力相對集中，同時錨桿軸力值較大，對圍巖施加作用力的范圍大，在排距6m、單排1根的情況下，錨索對圍巖的作用強度較小，錨索應力峰值為2.177MPa，接近于失效，錨索未能充分發揮其錨固作用；由圖1(b)可知，優化后的支護方式錨桿應力小于原支護，在排距3m、單排2根的情況下，錨桿對圍巖的錨固范圍擴大，圍巖應力轉移至錨索，錨索應力峰值達到3.75MPa，更多地發揮其懸吊作用，減小了錨桿的受力。綜合來看，優化后的支護設計能夠充分發揮錨桿索的協同支護作用，增強支護體-圍巖的整體性，在受力均勻的情況下錨桿、錨索的錨固作用得到充分發揮，改善了巷道圍巖應力狀態。

圖1 圍巖及錨桿(索)應力分布(巷道掘進初期)

2.2.2 超前工作面50m

針對永寧煤化潘津煤礦原支護方式與優化支護方式，進行了工作面FLAC3D數值模擬開采，巷道截面超前工作面50m處模擬結果如圖2所示。由圖2可知，兩種支護方式下的最大主應力集中于煤幫與底板的夾角附近，而巷道底板由于巷道的開挖，底板由三向應力狀態變為兩向應力狀態，應力降低，兩種支護方式下最大主應力的分布區域相似。從錨桿(索)受力來看，原支護方式下錨桿受力較小，對圍巖的作用范圍有限，排距6m、每排單根的情況下錨索應力峰值為2.439MPa，對圍巖的錨固效果差，錨索無法充分發揮錨固懸吊作用；對于圖2(b)為優化支護方式的應力分布，錨索應力峰值達到4.012MPa，錨索受力大，對圍巖的作用力大，避免了錨桿受力過大而出現失效的情況。總體來看，在超前回采工作面50m處，錨索位于工作面超前支承壓力影響范圍內，優化后支護方式對圍巖的控制作用更強，錨桿、錨索協同支護效果明顯，巷道淺部圍巖位移及應力明顯降低，支護體-圍巖能更好的形成整體，滿足特厚煤層綜放開采對巷道圍巖強度的要求。

圖2 圍巖與錨桿(索)應力分布(超前工作面50m)

2.2.3 超前工作面10m處

根據現場礦壓數據監測，超前工作面10m處為支承壓力峰值區域，針對永寧煤化潘津煤礦原有支護方式與設計院設計優化的支護方式，選取此處數值模擬結果進行應力分析，模擬結果如圖3所示。由圖3可知，與巷道掘進初期和超前50m情況類似，兩種支護方式下的最大主應力集中于煤幫與底板的夾角附近，兩種支護方式下最大主應力的分布區域相似。超前工作面10m時，原支護設計錨桿、錨索受力和作用范圍小于優化后支護設計，但大于巷道掘進初期和超前50m，應力峰值達到了10MPa，由此可知在超前應力增高區，原支護設計發揮了一定的作用，但由圍巖變形和應力狀態看出支護效果未達到最佳。支護參數優化后，超前10m處錨桿索應力峰值達到12MPa，相對于掘進初期和超前50m增加幅度較大，由此表明在超前支承壓力的峰值區域，優化后的設計參數能更好地控制圍巖。

圖3 圍巖及錨桿(索)應力分布(超前工作面10m)

綜上所述，在一定壓力范圍內，超前壓力越大，優化后設計對巷道圍巖的控制效果越明顯，并且錨桿索的應力狀態越好，避免了因超前應力過大而造成的破壞失效，優化后的錨桿索協同作用實現了支護體與圍巖的耦合支護，確保特厚煤層綜放安全開采。

3 支護優化方案

綜合理論分析和數值模擬，最終支護方式確定為“錨網索+鋼筋梯”聯合支護。

3.1 頂板支護方式

巷道頂板支護采用“錨桿、錨網索+鋼筋梯”，頂部錨桿均使用規格為?22mm×2200mm的高強錨桿；錨桿間排距設計為800mm×800mm；使用2支MSCK2350樹脂錨固劑，錨固長度964mm；錨桿眼孔徑為32mm鐵托盤，規格為150mm×150mm×8mm；鋼筋梯規格為3400mm×70mm，排距為800mm，?16mm圓鋼雙面焊接。

沿巷道走向，在巷道中心線左右各1000mm位置布置一列錨索，間距2000mm，排距5000mm。錨索規格為?15.20mm×7300mm；每根錨索使用4支MSCK2350樹脂錨固劑進行錨固，錨固長度為1674mm；錨索眼孔徑為32mm的托盤，規格為300mm×300mm×14mm。預應力不低于120kN，使用MS15-180型錨索張拉器加壓錨索時，壓力表讀數不小于31.5MPa。施工期間頂板完好時錨索滯后迎頭不得大于10000mm，施工中遇頂板破碎，地質結構不穩定等情況時要求錨索緊跟迎頭或改為架工字鋼棚支護。

3.2 兩幫支護方式

巷道兩幫支護采用“錨桿+錨網”，幫部錨桿規格為?18mm×2000mm；錨桿間距800mm，排距800mm；每根錨桿使用2支MSCK2335樹脂錨固劑，錨固長度964mm；錨桿眼孔徑為28mm的鐵托盤，規格為120mm×120mm×6mm；起錨高度不大于400mm。為防止巷道片幫，同時滿足平行作業的要求，割煤前，幫部錨桿滯后工作面的距離不得大于1600mm(2排)，當煤體較軟或頂板巖石較破碎時，兩幫支護必須緊跟至工作面?；夭上锏纼灮ёo方式如圖4所示。

圖4 回采巷道優化支護(mm)

4 結 語

運用FLAC3D數值模擬軟件，對河南能源新疆公司永寧煤化首采工作面回采巷道的支護方式進行了效果評價和優化。分析得出，現有的支護方式能夠滿足巷道掘進期間的支護要求，但難以滿足特厚易自燃煤層煤層綜放工作面回采期間的要求。通過理論分析及掘進初期、超前工作面10m和50m的數值模擬，確定回采巷道的最終支護方式為“錨網索+鋼筋梯”聯合支護，在錨桿、錨索的長度、直徑、間排距、錨固力、錨固長度等方面進行了優化。采用優化后的方案完全可以滿足工程需要，巷道的安全系數相對較高，為類似條件下煤層巷道支護設計積累了經驗。