淺埋煤層孤島工作面回采巷道支護實踐*

馬振虎

(陜西南梁礦業有限公司，陜西 榆林 719316)

0 引言

隨著我國煤炭開采強度不斷加深，開采區域以及開采深度也隨之不斷增大，然而受采煤方法、地質條件以及采煤設備等諸多因素影響，在一些特殊開采區域或煤層的開采過程中容易形成孤島工作面[1-3]。孤島工作面在開采過程中受相鄰工作面回采影響，工作面兩側煤體應力集中較高，巷道圍巖應力場復雜，回采巷道圍巖容易發生變形、破壞，對工作面安全生產形成威脅。因此，對于孤島工作面回采巷道穩定性以及支護參數的研究，對保證孤島工作面安全生產具有十分重要的意義[4-7]。為解決工程實際問題，以南梁煤礦30101-1工作面在3-1號煤層邊界處形成的孤島工作面為研究對象，采用工程類別、理論計算、數值模擬以及現場實踐等方法綜合分析，以確定30101-1孤島工作面回采巷道最佳支護方案。

1 礦井概況

南梁煤礦30101-1工作面位于3-1號煤層西南角，煤層埋深118.43～142.01 m，工作面煤層厚度1.8～2.03 m，走向長度為1 398.32 m，傾向長度為280 m，其北部為30101工作面采空區，南部為3-1號煤層邊角治理區，在30101-1工作面區域形成孤島工作面，如圖1所示。30101-1工作面運輸順槽設計尺寸為1 453.58 m×5 m×2.5 m(長×寬×高)，工作面頂底板情況見表1。

圖1 井上下對照圖Fig.1 Surface-underground contrast plan

表1 30101-1工作面運輸順槽頂板情況

2 支護方案

2.1 支護參數設計

孤島工作面回采巷道在回采過程中承受采動支承壓力大，圍巖較為破碎，變形量大[8]。依據南梁煤礦30101-1工作面實際地質情況，通過工程類比[9]、理論計算[10]的方法，綜合考慮回采巷道的支護設計。

根據 30101-1工作面運輸順槽頂板情況表對工作面頂板穩定性進行分析可知，30101-1工作面頂板主要存在穩定和不穩定頂板。在進行回采巷道支護設計時，通過工程類比的方法，巷道可采用中等穩定圍巖狀況錨桿、錨索、錨網聯合的支護形式[11-12]。支護參數選取錨桿桿體直徑為18～22 mm，長度為1.8～2.4 m，間排距為0.6～1.0 m；錨索直徑為17.8 mm，長度為5～6 m，單排間距3 m。

根據組合梁支護理論，錨桿長度應滿足

L≥L1+L2+L3

(1)

式中，L為錨桿總長度，m；L1為錨桿外露長度，m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨桿錨固長度，m。

針對30101-1工作面回采巷道圍巖特點，采用錨索進行加強支護，錨索長度為

La=La1+La2+La3

(2)

式中，La為錨索長度，m；La1為錨索外露長度，m；La2為錨索有效長度，m；La3為錨索錨固長度，m。

通過對錨桿、錨索長度理論計算，得出錨桿、錨索長度分別為2.2 m、6 m。根據工程類比、理論計算的結果綜合分析提出了3種錨、網、索聯合支護方案作為比較方案，具體方案參數見表2。

表2 回采巷道支護方案參數Table 2 Parameters of mining roadway support scheme 單位：mm

2.2 支護方案模擬

2.2.1 數值模型

為進一步驗證上述孤島工作面回采巷道3種支護方案設計的有效性，針對南梁煤礦3-1號煤層30101-1工作面回采巷道地質條件、力學參數以及巷道斷面設計尺寸，使用FLAC3D軟件建立數值計算力學模型，模型為300 m×300 m×100 m(長×寬×高)，巷道沿Y軸方向開挖，采用Mohr-Coulomb本構模型，分別對3種支護方案進行模擬，分析各方案距離工作面50 m處回采巷道垂直位移，塑性區，垂直應力的變化規律，提出最優方案。

2.2.2 垂直位移模擬結果分析

圖2為回采巷道垂直位移云圖。方案A頂板最大下沉量為74 mm，方案B為157 mm，方案C為220 mm；方案A與B在錨索兩側均出現了垂直位移增大現象，方案A錨索兩側垂直位移為60 mm，方案B為120～140 mm，而方案C不僅在錨索兩側出現垂直位移增大現象，垂直位移量為200 mm，同時在錨索端部出現了50～75 mm的較大位移變化。通過對3種支護方案垂直位移量的分析，方案A相較于方案B和方案C能較好地控制巷道頂板移近量，更有利于巷道圍巖變形的控制。

圖2 回采巷道垂直位移云圖Fig.2 Vertical displacement cloud chart of mining roadway

2.2.3 塑性區模擬結果分析

圖3為回采巷道塑性區分布圖。方案A巷道頂板中部塑性最大范圍為1 m，巷道幫角塑性區最大范圍為0.5 m，巷道幫部及以下塑性區范圍為0.5 m；方案B巷道頂板中部塑性區最大范圍為1.5 m，巷道幫角塑性區范圍為1～1.5 m，幫部中部及以下塑性區范圍為0.5 m；方案B巷道頂板中部塑性區最大范圍為2 m，巷道幫角塑性區范圍為1～1.5 m，巷道幫部及以下最大塑性區范圍為0.5 m。通過對3種方案巷道頂板、幫角及幫部塑性區的最大塑性區及塑性區范圍進行比較，方案A回采巷道圍巖塑性區范圍得到有效控制。

圖3 回采巷道塑性區分布Fig.3 Distribution of plastic zone in mining roadway

2.2.4 垂直應力模擬結果分析

圖4為回采巷道垂直應力云圖。方案A中最大垂直應力位于巷道頂板中部為6.89 MPa，最大垂直應力范圍小于0.5 m，錨索錨固段出現應力降低區，其位于直接頂與基本頂接觸面位置；方案B最大垂直應力位于巷道頂板中部為6.87 MPa，最大垂直應力范圍與原方案變化不大；而方案C最大垂直應力位于巷道頂板中部靠上為6.64 MPa，最大垂直應力范圍小于0.2 m，相較于原方案與方案A，最大垂直應力范圍最小，錨索錨固段下部和上部出現了垂直應力增大區域，錨索受力大于前2種方案。通過對以上3種方案巷道圍巖垂直應力進行比較，3種方案的最大垂直應力變化不大，方案B錨索出現底應力區，對直接頂支護效果不佳，方案B錨索受力較大，綜合分析方案A較為適合。

圖4 回采巷道垂直應力云圖Fig.4 Vertical stress cloud chart of mining roadway

通過對3種支護方案垂直位移、塑性區范圍、垂直應力進行分析比較，方案A能較好地滿足回采巷道在生產過程中的要求。

3 工程實踐

南梁煤礦30101-1孤島工作面回采巷道掘進期間，根據監測區錨桿(索)受力監測結果，得到壓力監測曲線如圖5(a)所示。錨桿在28 d內受力顯著增大，最大為14.5 MPa，28～35 d內，錨桿壓力增加較為緩和；35 d后錨桿受力不再發生明顯變化，表明錨桿對頂板的支護是有效的。由圖5(b)可見，錨索在35 d內受力增大，最大為36.7 MPa，35～42 d內錨索受力變化不大，42 d以后未出現新的明顯變化，錨桿、錨索受力值在允許的受力范圍內。

圖5 監測區錨桿(索)受力監測結果分析Fig.5 Stress results of anchor bolt(cable)in monitoring area

工作面回采期間，回采巷道各測點頂底板最大移近量為95 mm，兩幫最大移近量為500 mm，工作面機尾超前0～25 m為工作面超前礦壓顯現區域，主要表現為工作面超前回采側巷道局部片幫，最大片幫深度為390 mm，片幫位置主要為巷道中下部，巷道圍巖移近量均在允許范圍內。

通過上述對各測點錨桿、錨索受力及巷道圍巖移近量的分析可知，錨桿(索)受力均大于其初錨力，對頂板有較大的支護作用，圍巖移近量變化較為穩定，該支護方案支護效果良好，能夠滿足現場安全生產需求。

4 結論

(1)通過采用工程類別和理論計算的方法，提出了錨、索、網聯合支護的3種比較方案，通過數值模擬比較方案分析表明，回采巷道支護參數錨桿為MSGLW-335/φ20 mm×2 200 mm，頂板間排距采用900 mm×1 000 mm，兩幫間排距900 mm×1 000 mm，錨索參數為φ17.8 mm×6 000 mm，單排錨索布置排距為3 000 mm，為最佳方案。

(2)現場工業試驗表明，最佳支護方案A在30101-1工作面回采過程中巷道圍巖變形量較小，有利于巷道穩定，該支護方案能較好地滿足工作面安全生產要求。

(3)實際開采過程中超前支護范圍0～25 m內實體煤一側巷道幫部的局部仍有小面積片幫，建議對超前支護范圍內實體煤一側巷道幫部進行局部加強，預防片幫進一步發展。