高档普采工作面沿空留巷支护方案优化

韩海军

（山西霍宝干河煤矿有限公司，山西 临汾 041602）

干河煤矿1-203工作面沿空留巷原支护方案对顶板控制效果较差，超前、滞后矿压显现较为明显，巷道返修率较高，影响工程进展，因此需要对现有的支护方式进行优化。

1 工作面概况

1-203工作面煤层平均厚度1.9m，局部含有夹矸厚度约为0.08m。煤层直接顶为深灰色的泥质粉砂岩，平均厚度约为0.55m；基本顶为深灰色粉砂岩，厚度约为3.27m；直接底板为深灰色的泥质粉砂岩，平均厚度约为2.19m；基本底为层状灰色粉砂岩，厚度为3.58m。在工作面推进过程中共揭露2条断层，均已作开切眼跳过断层开采，因此，断层不会对工作面回采造成影响。工作面采用走向长壁布置的方式，普通机械化采煤工艺，单体液压支柱支护顶板，工作面采用4～6排支柱控顶，支柱间、排距均为0.8m，最大控顶距为4.85m，最小控顶距为3.25m。

2 原有巷道支护方案

2.1 回采巷道原支护方案

1-203工作面回采巷道在掘进期间采用锚索与树脂锚杆联合支护。锚杆的间排距均为800mm，锚杆直径为16mm，长度为2000mm；沿顶板中线布设单排锚索，锚索的间距约为8m，锚索直径为18.5mm，长度为6500mm。在锚杆端部串联废旧的钢丝绳，防止顶板大块碎石破碎后掉落。为减少矸石采出率，沿空留巷支护将矸石码放在采空区一侧，支护长度3m，沿巷道上侧边缘码放两层中粒砂岩的板块石，如图（1）所示。1-203工作面回风巷和运输巷采用超前支护方式进行支护，支护材料使用11#工字钢架设梯形棚，工字钢间距1.2m，超前支护长度不小于20m。

2.2 原支护方案存在的问题

（1）从整体来看巷道支护整体性较差。对于巷道锚杆、锚索的支护，随着顶板岩石的下沉，锚杆、索托盘处出现应力集中而发生破断现象，从而导致支护失效。钢丝绳串联在锚杆之间，由于在串联时无法施加预紧力，钢丝绳只能限制较大岩块回转下沉，且限制程度有限，同时钢丝绳无法对较小岩块起到像大块岩石一样的“网兜”作用，因此小岩块破碎后直接掉落易发生顶板事故。锚杆、锚索支护主要是针对进入塑性大变形的巷道围岩表层，限制其不协调变形进而实现支护一体化、载荷均匀化，当锚杆、索支护失效后且没有金属网的条件下，破碎的顶板岩体将会导致巷道整体失稳破坏，造成重大安全事故。

图1 巷内及巷旁支护示意图

（2）巷旁支护强度和刚度不能更好的耦合。巷旁支护材料可变性能较强，在巷道支护初期不能提供有效的支护阻力，随着顶板岩石的下沉，巷旁支护压力加大，矸石被挤出或者达到支护强度极限，从而失去承载能力。由于矸石为散体材料，无胶结物固结成型，因此，在没有围压的作用时很容易发生片落、挤出，这种现象会逐渐向支护深部发展，直至整个支护体的失稳破坏。

3 沿空留巷支护方案优化

3.1 巷内补强支护

工业性试验前期，在1-230工作面运输巷实验段对巷道进行补强支护。在工作面超前150m范围补打双排锚索，锚索与竖直方向分别呈25°、5°夹角，距离巷道两帮600mm，如图（2）所示。此外，采用长度为2.2m的24#槽钢串联两根锚杆，为防止顶板破碎后掉落砸伤人员，将原有的钢丝绳更换为金属网。

3.2 工作面超前及滞后支护

试验段工作面的超前支护采用联合支护方式。在超前工作面煤壁0～20m范围内采用11#工字钢架设棚子支架，支架间距不大于0.9m，并增加双排单体液压支柱和金属网；在滞后段后方10m的范围内采用工字钢和双排单体液压支柱联合支护，在滞后10～20m范围内采用单排点柱支护，如图（3）所示。

3.3 巷旁锚固矸石袋

当1-203工作面控顶距达到4.85m时，开始进行运输巷的巷旁支护。由于采用4～6排单体支柱进行控顶，此时工作面下方有6排单体柱，上方有4排单体柱。为提供巷旁支护施工人员作业空间，防止采空区矸石落入施工区域，保证施工安全，在采空区边缘设置密集点柱，柱间距0.2m，如图4（a）所示。在密集点柱设置完成后，开始进行巷旁锚固矸石袋支护，将矸石袋码放在指定区域，逐排回撤已留设支护体前方点柱，即图4（a）中虚线区域。矸石袋摆放长度3m（沿煤层倾向方向），如图4（b）所示。走向间隔4.8m留设0.4～0.5m的瓦斯泄放道，用于采空区瓦斯排放，如图4（c）所示，瓦斯泄放道在工作面推进方向上最多不能超过两个。瓦斯泄放道封堵时，需用袋装矸石填塞，填塞矸石袋与原有矸石袋压茬堆叠，并用黄泥沟缝，防止采空区瓦斯通过矸石袋之间的缝隙外溢。

图2 巷内补强示意图

图3 超前及滞后支护

图4 巷旁锚固矸石袋支护示意图

4 矿压观测

为验证沿空留巷支护方案优化效果，对试验段巷道进行巷道围岩表面位移量观测，评估所采用的巷道支护形式和支护参数是否合理以及支护结构的可靠程度。试验段巷道围岩观测共计设置三个测站，分别距离工作面30m、70m和90m。观测曲线如图5所示。

图5 巷道围岩移进量变化曲线

根据图5可以看出，随着距离工作面长度的增加，巷道顶底板移近量、两帮移近量均有所增加，但增加速率渐渐减小。对比测站之间的巷道顶底板、两帮移近量的大小可知：测站1的顶底板、两帮移近量大于测站2的顶底板、两帮移近量，大于测站3的顶底板、两帮移近量。说明随着试验巷道长度的增加，该支护方案对巷道围岩控制效果越来越好，说明支护方案优化是合理的。

5 结论

通过对干河煤矿1-203工作面沿空留巷支护现状分析，采用巷道顶板补强、优化工作面超前、滞后支护方式及改变矸石袋摆放方式等具体措施，优化原有支护方案。工程实践表明：随着测点距工作面长度的增加，巷道围岩变形量逐渐增大后趋于平缓，巷道围岩变形量的最大值均在合理的范围内，说明优化后的支护方案对巷道围岩控制的整体性较强，充分说明了支护方案优化的合理性及有效性。