回坡底煤礦近距離煤層回采巷道支護技術研究

李 濤

(霍州煤電集團云廈建筑工程有限公司 白龍礦建分公司綜采二隊，山西 臨汾 031400)

隨著各礦井逐步實現高產高效安全生產，礦井淺部賦存的上組煤資源逐步枯竭，已經逐步對下部賦存的下組煤資源進行了開采。而一些煤礦下部賦存煤層之間的層間距較近，加之下組煤的埋深較上組煤較深，在對近距離煤層中的下部煤層開采時，將會遇到礦壓顯現劇烈、布置工作面困難、回采巷道維護頻繁、支護效果不理想等問題。因此，需要對在近距離煤層采空區條件下，下部煤層工作面回采巷道的支護技術進行分析研究，以保證井下快速掘進，減少回采巷道維護，從而實現礦井安全高效生產。

1 工作面基本情況

霍州煤電集團回坡底煤礦位于山西省洪洞縣西北的劉家垣鎮一帶，礦井采用斜井開拓的方式，布置4個斜井，產能120萬t/a，屬低瓦斯礦井，水文地質類型中等，目前對10號煤層和11號煤層進行開采。

11-102工作面位于2號風井保安煤柱以北，地表絕大部分為耕地，區域內無小煤窯、塔架線路等構筑物，地面標高+838～+930 m。井下位于556水平，井下標高+504～+562 m，地處東一采區右側，北臨已完成回采的10-103工作面采空區，西臨3條東一采區大巷，東、南部均為未進行采掘活動，上覆已回采結束的10-102工作面采空區，10號、11號煤層之間的層間距6.1 m。

11-102綜采工作面對11號煤層進行開采，厚度范圍3.2～3.5 m，平均3.35 m；傾角范圍1～8°，平均3°；含夾1～3層，其平均厚度為0.3 m；煤種屬1/3焦煤。其直接頂巖性為平均厚度3.6 m的泥巖；老頂巖性為平均厚度2.5 m的粉砂巖，老頂向上即為10號煤層10-102工作面采空區；直接底巖性為平均厚度2.5 m的鋁質泥巖。相鄰的10-103工作面掘進時，已對10-102工作面積水進行了疏放，目前僅在11-1021巷低洼處頂板有少量淋水，水量約為2 m3/h。因此，11-102工作面回采期間不受采空區積水威脅。

11-102綜采工作面沿煤層走向方向布置兩條回采巷道，其中11-1021巷(正巷)長度為958 m，可采長度為768 m，擔負工作面的進風、行人及運煤等任務；11-1022巷(11-1021巷)長度為978 m，可采長度為768 m，擔負工作面的回風、行人及進出料等任務；切巷沿傾向方向布置，長度為235 m。

11-102工作面布置及位置示意如圖1所示。

2 工作面回采巷道支護方案確定

以11-102綜采工作面兩條回采巷道作為試驗巷道，11-1021巷與11-1022巷均采用矩形斷面，巷高3.3 m，巷寬4.6 m，斷面積15.18 m2。

1) 將巷道頂板覆巖看作是兩段固定在巷幫上的固定梁結構，那么固定梁結構具有的安全跨度Ls，可由公式(1)進行計算：

(1)

式中：[σ]為直接頂自身的許用應力，可通過公式σ=σt/n進行計算。σt為直接頂自身的極限抗拉強度，n為安全系數；h為直接頂平均厚度；q為作用于巷道頂板的單位長度載荷。

2) 根據固定梁結構的受力特點，固定梁在其中部位置處所受彎矩有最大值，可以通過公式(2)進行計算：

M=(1/12)qB2

(2)

式中：B為11-102綜采工作面兩條回采巷道的巷寬。

將11-102綜采工作面兩條回采巷道的相關參數代入公式(2)進行計算，得出11-102綜采工作面兩條回采巷道頂板中部最大應力為M(1/12)×19.85×4.62=35 MPa，但是直接頂的最大抗拉強度僅為25 MPa，所以在綜采工作回采過程中，兩條回采巷道頂板最先從其中部發生垮落的可能性很大。

根據以上分析，11-102綜采工作面兩條回采巷道頂板自身的承載能力較差，加之上部還有已結束回采作用的10-102工作面采空區，因此必須采用具有較強主動承載能力的錨、網、索聯合進行支護。

3 工作面回采巷道支護參數確定

11-102綜采工作面兩條回采巷道支護參數設計如下：

3.1 頂板支護

錨桿：采用D20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，安裝CK2340型、Z2360型樹脂錨固劑各1支，錨桿預緊扭矩≥300 N·m，每排布置6根錨桿，間排距800 mm×900 mm。

鋼帶：采用規格280 mm×4 350 mm的W鋼帶。

錨桿托盤：采用尺寸為150 mm×150 mm×8 mm拱型高強度托盤。

網片規格：采用10號鐵絲制做菱形網護頂，網孔規格50 mm×50 mm，網片規格4 600 mm×1 050 mm。

錨索：采用D18.9 mm×5 600 mm鋼絞線，安裝CK2340型、Z2360型樹脂錨固劑各兩支，錨索錨固力≥150 kN，每排布置2根錨索，間排距2 400 mm×1 800 mm。

錨索托盤：采用尺寸為300 mm×300 mm×14 mm高強度可調心托板。

3.2 兩幫支護

錨桿：采用D20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，安裝CK2340型、Z2360型樹脂錨固劑各一支，錨桿預緊扭矩≥300 N·m，每排布置8根錨桿，間排距900 mm×900 mm。

錨桿托盤：采用尺寸為150 mm×150 mm×8 mm拱型高強度托盤。

網片規格：采用10號鐵絲制做菱形網護幫，網孔規格50 mm×50 mm，網片規格3 050 mm×950 mm。

11-102綜采工作面兩條回采巷道支護設計示意，如圖2所示。

圖2 11-102工作面回采巷道支護設計示意(mm)

3.3 巷道支護理論驗算

采用普氏垮落拱理論對巷道支護強度進行校驗。

3.3.1 巷道圍巖破壞深度

巷道兩幫破壞深度的確定：

(3)

巷道頂板最大垮落高度的確定：

(4)

式中：H為11-102綜采工作面兩條回采巷道的巷高,m；ω為煤層相似內摩擦角，ω=arctanfc；fc為煤層自身的普氏系數，經計算ω=arctan2=63.43°；f為頂板覆巖的普氏系數，取2.5。代入相關參數通過計算得出，c=779.17 mm，b=1 231.67 mm。

3.3.2 錨桿支護參數校驗

頂板錨桿利用懸吊理論，兩幫錨桿利用加固理論，對支護參數進行驗算，則錨桿長度可由公式(5)進行驗算：

L≥L1+L2+L3

(5)

式中：L1為錨桿外露的長度，按實際支護取50 mm；L2為錨桿的有效長度，通過上述計算頂板、兩幫分別取1 231.67 mm、779.17 mm；L3為錨桿錨進圍巖深度，頂、幫錨桿分別取350 mm、400 mm。代入相關參數通過計算得出，支護設計中，頂錨桿長度2 000 mm>1 631.67 mm；頂錨桿2 000 mm>1 229.17 mm，能夠滿足現場支護要求。

3.3.3 錨索支護參數校驗

錨索排距：D≤Ls/2

(6)

錨索數目：n=KW/F

(7)

錨索間距：L=nF/[bBγ-(2Qsinθ)/D]

(8)

式中：Ls為上述支護設計中錨索長度，m；K為安全系數，根據支護設計手冊取值2；W為被懸吊頂板覆巖的自重，W=B×∑h懸吊×∑γ×D=B×(B÷2f)×γ×D，γ為被懸吊頂板覆巖容重的平均值，取25 kN/m3，代入相關參數計算得出W=190.44 kN；F為錨索自身破斷力最小值，根據支護設計取值280 kN；Q為錨桿自身的錨固力，根據支護設計取值60 kN；θ為頂錨桿和頂板之間所呈角度，根據支護設計取值90°。代入相關參數通過計算得出，支護設計中錨索排距1 800 mm<2 800 mm；錨索數目2個>1.36個；錨索間距2 400 mm<3 854.84 mm，能夠滿足現場支護要求。

4 回采巷道支護效果礦壓監測

每隔15 d對11-102綜采工作面11-1021巷掘進期間的巷道表面位移進行支護效果監測，根據礦壓監測結果繪制出如圖3所示的巷道表面變形量變化曲線。

通過礦壓監測數據表明，巷道支護后90 d左右后，圍巖可以逐漸趨于穩定，總體上巷道變形收斂率較低，巷道頂底板變形量保持在21 mm左右，為巷道高度的0.64%；兩幫變形量保持在17 mm左右，為巷道高度的0.37%。

圖3 11-1021巷掘進期間礦壓監測結果

5 結 語

回坡底煤礦11-102綜采工作面上覆已回采結束的10-102工作面采空區，10號、11號煤層之間的層間距6.1 m，屬于近水平煤層。利用固定梁結構理論對回采巷道頂板穩定進行分析后，確定采用具有較強主動承載能力的錨、網、索聯合進行支護，并在此基礎進行支護參數設計。通過對11-102綜采工作面11-1021巷掘進期間進行礦壓監測，結果表明巷道總體變形收斂率較低，支護效果良好，可以推廣到該礦其他11號煤層綜采工作面的回采巷道支護當中。