旧街煤业9201工作面支护技术研究

荆振华

(1.山西煤炭运销集团阳泉有限公司，山西 阳泉 045000；2.山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司，山西 太原 030006)

引 言

山西阳泉、临汾、忻州和大同等区域的所属矿井存在着大量近距离或极近距离煤层，其工作面巷道布置方式多为内错、外错或垂直布置[1-4]，三种布置方式各有优缺点。本文以阳泉区域旧街煤业9#煤层9201工作面为研究对象，对其工作面概况进行了分析，确定了9201工作面巷道围岩分类结果，提出了9201工作面巷道锚固支护方案。

1 9201工作面概况

1.1 煤层基本情况

9#煤层位于太原组上部，上距8#煤层平均4.69 m，局部(主井附近)与8#煤层合并。煤层厚度为1.71 m～3.30 m，平均2.77 m，结构简单，含0层～2层夹矸。顶板岩性为粉砂岩～泥岩，底板为泥岩～细砂岩。9#煤层可采性指数为1，煤层变异系数19.95%，为井田内稳定可采的中厚煤层。

矿井瓦斯绝对涌出量为42.90 m3/min，相对涌出量为36.79 m3/t；二氧化碳绝对涌出量为1.47 m3/min，相对涌出量为1.26 m3/t。矿井瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井。开采9#煤层时，前期矿井瓦斯最大绝对涌出量为22.28 m3/min、瓦斯最大相对涌出量为17.65 m3/t；中期矿井瓦斯最大绝对涌出量为26.62 m3/min、瓦斯最大相对涌出量为20.77 m3/t；后期矿井瓦斯最大绝对涌出量为32.85 m3/min、瓦斯最大相对涌出量为26.02 m3/t。由于8#煤层与9#煤层相距较近，9#煤层的瓦斯大部分在8#煤层开采时，因受到采动影响而得到了释放，9#煤层开采时的瓦斯涌出量相比8#煤层要少很多。煤尘有爆炸危险性，9#煤层吸氧量为0.9 cm3/g，自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃。

1.2 地质构造与水文地质条件

9201工作面地表为山坡、山沟地形，南部距桃河支流约400 m，总体位于新景矿井田南部，煤层标高低，埋藏深，上部受多层隔水层的阻隔，加之地面地势北高南低利于降水排泄，地面补给水很少。9#煤层直接充水含水层为山西组K7砂岩含水层，一般情况下由于该含水层富水性弱，补给条件差，预计地表水对工作面正常掘进无直接影响。

9201工作面从西区回风巷往北68 m上部为8#煤层实体区，68 m～583 m上部为已封闭的8#煤层8303工作面采空区，根据8303工作面采掘期间水文地质资料分析，预计采空区不会存在积水，但在9201工作面掘进送巷期间，加强对上部8#煤层采空区的探测。

根据附近已揭露煤层情况和水文地质预测预报，预计9201工作面煤层及顶底板不含水，水文地质条件简单，无突水危险，掘进期间主要水源为工作面支护及防尘用水。另外，9201工作面顺槽为上山掘进，利于排水。

1.3 9201工作面巷道布置

9201工作面井下位于井田西部，属+425水平，9201工作面为旧街煤矿西采区回采的第二个工作面，井下位于井田西部，巷道东部为9202综采工作面，西部为矿界，南部为西区回风、轨道、运输大巷，北部为矿界，上部为8#煤层8302和8303采空区。9201工作面巷道与上部8#煤层8302工作面采用同向内错方式进行布置，9201工作面进风顺槽位于8302工作面采空区之下，与8302回风顺槽错距25 m。9201工作面回风顺槽位于8303工作面采空区之下，与8303回风顺槽错距12 m。两顺槽均位于上部煤层采空区下方，处于应力降低区，围岩受力小，对于巷道支护有利。

该工作面9#煤层走向为SN，倾向WE，倾角6°～10°，平均8°左右，煤厚2.60 m～3.50 m，平均3.05 m，结构简单，含0层～2层夹矸，赋存稳定。

2 9201工作面围岩力学评估

直接顶板为粉砂岩～泥岩，厚0.20 m～11.27 m。局部在主井附近9#煤层与8#煤层合并，出现0.20 m厚的泥岩。9#煤层直接顶板裂隙比较发育，易于冒落，对采空区充填比较充分，无明显的周期来压。底板一般为泥岩～细粒砂岩，厚0.82 m～7.13 m。对支护有利，表1为9#煤层顶板岩石力学性质测试结果。

表1 9#煤层顶板岩石力学性质测试结果表

9#煤层直接顶上部除西区回风巷往北68 m为8#煤层实体区外，其余巷道上部均为8#煤层采空区。对其顶板和煤帮进行窥视，其结果为：1) 9201工作面回风顺槽开口煤帮处，孔深6 m，0.8 m～1.3 m处有明显裂痕，巷帮煤体相对来说裂隙局部较为发育，局部有破碎和空洞，煤体完整性较差；2) 9201工作面回风顺槽开口顶板处，孔深15 m，顶板0 m～4.1 m为8#煤层直接顶，黑色泥岩，质软易碎，无明显裂隙，岩层完整；4.1 m～7 m为砂质泥岩，灰黑色；7 m～10 m为深灰色细砂岩，质硬，含有黄铁矿结核；7.6 m～7.8 m处有明显裂隙，局部有破碎和空洞，顶板岩层完整性较好；3) 轨道大巷顶板处，孔深15 m。顶板0 m～4.1 m为8#煤层直接顶，黑色泥岩，质软易碎，岩层局部破碎，4.1 m～7 m为灰黑色粉砂岩，含钙质及白云母碎屑，7 m～13 m为黑色泥岩，中部有1层～2层含有黄铁矿结核，有时相变为砂质泥岩；12.1 m～12.3 m处有明显裂痕，岩层整体性较好；4) 回风大巷顶板处，孔深15 m，顶板0 m～4.1 m为8#煤层直接顶，黑色泥岩，质软易碎，岩层完整，4.1 m～7 m为泥岩，灰黑色泥岩，含钙质结核，7 m～15 m为泥岩，含黄矿结核，0.8 m～1 m处有明显破碎，岩层整体性较好。

9201工作面位于井田西部的山梁地段，地形北高南低，坡度明显，地表无建筑物和积水地形，局部有黄土覆盖，盖山厚度为468 m～550 m。煤层内部发育完整，厚度约2.6 m～3.5 m，平均厚度3.05 m，赋存稳定，结构简单，一般含1层～2层夹矸；煤层以亮煤为主，内生裂隙发育。根据8#、9#煤层采掘揭露情况，预计9201工作面范围内无构造，在掘进过程中不会遇到断层和破碎带，对掘进无影响。该工作面上覆从西区回风大巷往北60 m～68 m为8#煤层实体区，其余部分是8303、8302工作面采空区。

9201工作面进、回风巷上部为8#煤层实区的巷道断面为矩形，掘进断面尺寸均为宽4.2 m，高3.2 m，根据顶板围岩结构观察结果，对9201工作面进风巷和回风巷8#煤层实体区的围岩进行了分类，分类结果均为Ⅳ级，为不稳定围岩。9201工作面进、回风巷上部为8#煤层采空区段巷道，断面为梯形，掘进断面上宽4.0 m，下宽4.6 m，高3.2 m，由于9#煤层上距8#煤层平均4.69 m，局部与8#煤层合并。对9201工作面进风巷和回风巷8#煤层采空区的围岩进行了分类，分类结果均为Ⅴ级，为极不稳定围岩。

3 9201工作面巷道锚固支护方案

9201工作面进、回风巷上部为8#煤层实体区的巷道掘进断面尺寸为宽4.2 m，高3.2 m，矩形断面，净宽4.0m，净高3.0m。

基本支护方式为锚杆+锚索+网+W钢带。顶锚索为Ф21.6 mm×8 200 mm，顶锚索间距900 mm，排距1 000 mm，每排5根锚索；锚固剂MSCK2335和MSZ23120各一支，张拉力不低于300 kN；W型锚索托盘，220 mm×300 mm×12 mm；W钢带BHW-220-4-4000。帮锚索为Ф17.8 mm×4 200 mm，排距2 000 mm，间距900 mm；锚固剂MSZ23120一支，张拉力不低于250 kN；穹形锚索托盘，300 mm×300 mm×14 mm。帮锚杆Ф20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢，排距1 000 mm，间距1 000 mm；锚固剂MSCK2360和MSZ2360各一支，设计锚固力不低于120 kN，预紧扭矩不低于250 N·m；穹形锚杆托盘，150 mm×150 mm×10 mm；钢带为Ф10 mm钢筋梯子梁。

9201工作面进、回风顺槽上部为8#煤层采空区时巷道断面为梯形，上宽4 000 mm，下宽4 600 mm，高3 000 mm。采用梯形棚进行支护，棚距为800 mm；梯形棚顶梁与顶板之间铺设钢筋网,并使用勾木进行勾顶，两帮使用勾木进行盘帮，最后采用拉钩和撑木进行加强支护；两帮补强支护方式为帮锚索，排距2 000 mm，间距900 mm，锚索张拉力不低于250 kN。梯形棚为顶梁12#矿用工字钢，梁长棚腿11#矿用工字钢，配套拉杆、卡扣。

如遇顶板破碎、完整性较差时采用缩小支护排距，或在9#煤层顶板下提前打钢钎进行超前维护顶板，或进行注胶加固围岩。

9201工作面进风巷和回风巷长度均为594 m。从巷道开口起，每隔50 m开始布置测站。顶板离层测站布置1台顶板离层仪，锚杆(索)应力测站布置4套锚杆(索)应力计。9201工作面进风巷和回风巷采用架棚支护段巷道，各布置3组巷道围岩变形观测站，位置分别位于150 m、300 m、450 m处。

4 结论

旧街煤业8#煤层与9#煤层属近距离开采煤层，9201工作面上覆8#煤层8302和8303采空区，采用同向内错方式进行布置。9201工作面进、回风巷上部为8#煤层实区的巷道围岩分类结果为Ⅳ级，为不稳定围岩；9201工作面进、回风巷上部为8#煤层采空区段的巷道围岩分类结果均为Ⅴ级，为极不稳定围岩。针对这两级围岩分类，提出了锚杆+锚索+网+W钢带支护和棚式支护两种支护方式，并设计了矿压监测测站。该研究可以为旧街煤业9#煤层工作面巷道的支护方式提供参考。