復合頂板切頂卸壓留巷圍巖支護技術研究

郭洪雷 陳 茜 楊景宏

（內蒙古東林煤炭有限公司，內蒙古 錫林郭勒盟 013200）

1 工程概況

1.1 地質概況

E1301綜采工作面走向長度720 m，傾斜長度172 m，開采的3#煤層為無煙煤，厚度1.88 m，傾角15°，賦存較穩定。本工作面內煤層無巖漿巖體、陷落柱。預計工作面內有3條沖刷變薄帶，1#走向55°，2#走向142°，3#走向58°，受沖刷影響局部煤層變薄，對回采及煤質影響較大。

3#煤層上覆頂板為泥巖、砂質泥巖以及砂巖等構成的復合頂板，在E1301回風巷施工鉆孔對頂板巖層進行探測，受鉆孔塌孔影響鉆孔施工深度僅為7.6 m，頂板探測鉆孔揭露頂板巖層情況如圖1所示。從圖中看出，3#煤層頂板為典型的復合頂板，砂巖、泥巖等組合變化大；回風巷頂板上覆1.5 m范圍內存在巖層破碎、離層情況明顯；頂板上覆2～5 m范圍內存在厚度變化較大的砂巖及砂質泥巖，該層巖層破壞狀態直接影響回風巷切頂留巷效果。

圖1 鉆孔揭露頂板巖層情況

1.2 回風巷原支護設計

E1301回風巷斷面為梯形，巷道凈高×凈寬=2.9 m×4.7 m，支護采用錨網索方式，具體支護斷面如圖2。

圖2 巷道支護斷面圖（mm）

巷道頂板采用樹脂錨桿（Ф20 mm×2200 mm）、樹脂錨索（Ф15.24 mm×7500 mm）、鋼筋梯（Ф20 mm圓鋼焊接而成）、鋼筋網（網孔80 mm×80 mm）組合支護，錨桿、錨索布置間排距分別為830 mm×830 mm、1600 mm×1600 mm。

巷幫采用樹脂錨桿（Ф16 mm×1800 mm）、金屬網（網孔100 mm×100 mm）組合支護，上幫錨桿、下幫錨桿間排距為900 mm×800 mm、800 mm×800 mm。

2 E1301回風巷支護方案

2.1 頂板補強加固方案

E1301回風巷頂板巖層補強支護措施包括有補強加固錨索、錨索梁，切頂補強恒阻錨索梁，具體各措施布置方案為[3-4]：

（1）補強加固錨索。在E1301回風巷原頂板支護基礎上，補打錨索對頂板進行補強，補打錨索與原頂板支護錨索組成雙排錨索；補打錨索布置在巷道中心線下側1700 mm位置，補打錨索規格為Ф21.6 mm×7200 mm鋼絞線。

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（2）補強加固錨索梁。在E1301回風巷補強加固使用的錨索梁平行于頂板鋼帶并與頂板補打錨索交叉布置，錨索梁位于相鄰鋼帶中間，采用“一梁兩索”布置。錨索規格為Ф21.6 mm×9200 mm鋼絞線，錨索梁為眼距1400 mm、長1800 mm槽鋼。

（3）切頂補強恒阻錨索梁。在巷道頂板距離切頂線300 mm位置布置一排恒阻錨索梁，錨索采用規格Ф21.6 mm×10 200 mm鋼絞線，錨索梁為眼距800 mm、長度1200 mm槽鋼。當頂板破碎時可適當縮小恒阻錨索布置間距。

巷道補強支護采用的錨索均使用4支MSZ2350錨固劑錨固，有效錨固長度2000 mm。錨固完成后使用MZ22-200張拉機施加給錨索200 kN以上預緊力。具體頂板補強加固設計如圖3。

圖3 頂板補強加固示意圖（mm）

2.2 留巷段支護方案

根據E1301綜采工作面開采情況，將采面劃分為4個區段，超前采面前方20 m范圍為超前支護區，采面后方120 m范圍內滯后支護區，采面后方120～200 m范圍內成巷待穩定區，采面后方200 m以外范圍內成巷穩定區。

2.2.1 超前支護區支護

在回風巷超前采面20 m范圍內受采動影響明顯，需進行超前支護。雖然回風巷采用錨索、錨索梁以及恒阻錨索梁對回風巷進行支護，為確保采面回采安全，在超前支護段仍采用礦用工字鋼（4 m長）、單體組成傾向棚支護頂板，架棚按照“一梁三柱”布置，棚距800 mm。

2.2.2 滯后支護區圍巖控制

在采面后方0～120 m范圍內屬于滯后支護區，在該范圍內受采空區頂板垮落影響，留巷段圍巖變形控制難度較大。為此，在該范圍內采用單體支柱以及工字鋼（4 m）按照“一梁三柱”形式組成架棚對巷道頂板進行支護，并通過單體式液壓支架對頂板進行補強，具體支護斷面如圖4。架棚間距設計為800 mm，頂梁工字鋼端頭與回風巷下幫間距200 mm，上幫單體支柱距離切頂線600 mm，下幫單體支柱距下幫800 mm，以便給風筒留下足夠空間，中部支柱沿著巷道中線布置。單體式液壓支架布置在距離切頂線1100 mm位置，并隨著采面推進采用單軌吊向前搬移。

圖4 滯后支護區圍巖支護斷面圖（mm）

2.2.3 成巷待穩定區支護

在采面后方120～200 m范圍為成巷待穩定區，在該范圍可根據礦壓顯現情況以及回風巷變形情況對支護方案進行設計。當巷道圍巖壓力顯現明顯或者圍巖變形量較大時，可保持原有滯后支護區支護參數不變；當礦壓顯現不明顯且圍巖變形量穩定后，則可間隔一棚回撤一棚，將架棚間距由800 mm增加至1600 mm。

2.2.4 成巷穩定區支護

在采面后方200 m以外范圍內屬于成巷穩定區，在該區域內可依據礦壓以及圍巖變形情況確定支護方案。當礦壓不顯現且圍巖變形穩定時，則可回撤全部支護棚；當礦壓顯現不明顯或者圍巖變形逐漸趨穩時，則可對原支護架棚間隔一棚回撤一棚；當礦壓仍有顯現時，則保持原有架棚支護。

2.3 擋矸支護

在E1301回風巷留巷段全程由36U型鋼柱、金屬網（靠近巷道）、菱形纖維網（靠近采空區）組成擋矸支護。36U型鋼柱間隔800 mm并布置在切頂線外50 mm處，每架36U型鋼柱由2節U型鋼組成，U型鋼搭接長度控制在400 mm以上，在搭接處采用2道限位卡纜固定。

巷道最外側靠近采空區處采用的菱形網為柔性纖維網，網片規格為3700 mm×1300 mm；靠近巷道側布置的金屬網采用8號鍍鋅鐵絲編制而成。菱形網及金屬網鋪設到頂板上距離均超過200 mm。

2.4 頂板深孔定向爆破切頂

E1301回風巷頂板切縫鉆孔深度可通過下述公式計算：

H縫= （H煤-△H1-△H2）/（K-1） （1）

式中：△H煤為工作面采厚，取1.88 m；△H1為頂板變形量，取40 mm；△H2為底鼓量，取20 mm；K為3#煤層頂板碎脹系數，取值1.25。帶入公式（1）計算得到H縫=7.28 m。

3#煤層為復合頂板，考慮到頂板成縫率、巖層條件以及以往留巷經驗，將頂板切縫高度設計為8.5 m。切頂采用雙向聚能爆破預裂技術，切頂鉆孔布置在巷道頂板距離上幫500 mm位置，鉆孔傾角為13°、間距600 mm、鉆孔孔徑48 mm、孔深為8500 mm。切頂爆破時采用的雙向聚能管內徑、外徑分別為36.5 mm、42 mm，聚能管長1500 m，在聚能管內4卷規格Ф35 mm×345 mm、重量400 g煤礦許用三級水膠炸藥。

3 留巷段效果分析

在E1301回風巷采取切頂卸壓等留巷支護方案后，為分析留巷段圍巖支護效果，在回風巷開始留巷段即設置測點對圍巖變形進行監測。從變形監測結果看出，E1301綜采工作面正常回采速度保持在4.8 m/d，留巷段支護完成25 d即開始進入到成巷待穩定區，支護完成42 d即開始進入成巷穩定區。在巷道完成后23 d以內，圍巖變形呈顯著增加趨勢，支護完成25 d后圍巖變形量逐漸趨于穩定。在監測期間（55 d）頂底板、巷幫變形量峰值分別為103 mm、242 mm，留巷段斷面可滿足后續使用需要。

4 結語

（1）E1301回風巷在切頂留巷期間面臨頂板穩定性差、支護困難等問題。在分析回風巷頂板巖層基礎上，提出綜合使用錨索、錨索梁以及恒阻錨索梁方式對回風巷頂板進行補強。

（2）采用雙向深孔聚能爆破方式切斷E1301回風巷復合頂板與采空區間應力傳遞路徑，并采用架棚、單體液壓支柱、擋矸支護等對留巷段圍巖變形進行控制，并依據現場條件對切頂爆破方案以及留巷段圍巖支護方案進行設計。

（3）現場應用表明，E1301回風巷在支護完成23 d后變形即趨于穩定，監測期間頂板、巷幫變形量峰值分別為103 mm、242 mm，留巷段巷道變形量較小，可滿足后續使用需要。