大断面全煤回采巷道支护优化

张 科，王高峰

(潞安集团 郭庄煤业公司，山西 长治 046100)

厚煤层占我国煤炭资源总赋存量的40%以上，在厚煤层资源的开采设计中，回采巷道一般沿煤层底板掘进，巷道的高度一般小于煤层厚度[1]。该种巷道的顶板与两帮通常为煤层，当煤层的强度较低时，巷道围岩稳定性较差，巷道表面位移量较大，严重影响了巷道的安全使用[2]。朱振平[3]基于三元中能煤业2302回风平巷的工程实际，采用理论分析与FLAC3D数值模拟相结合的方法，对大断面破碎围岩回采巷道受二次采动影响下的失稳机理进行了研究，提出了以增加支护强度为主要解决方法的围岩加固方案，并在实践中得以应用，取得了良好效果；王金华[4]基于塔山矿的开采实际，运用数值模拟分析方法，针对影响全煤巷道稳定性的顶煤厚度、巷道布置、埋深以及锚杆锚索支护参数等因素，进行了围岩应力分布对比分析，得出了巷道应力与位移的分布规律，为全煤巷道支护提供了理论指导。

本文依托郭庄煤矿生产实际，在矿井原有支护失效的情况下。采用秦巴列维奇理论，对巷道围岩失稳深度进行计算，并对锚杆、锚索的设计参数进行设计，经现场钻孔窥视与巷道表面位移监测，该种支护参数对巷道稳定产生了积极的控制作用，效果良好。

1 工程概况

郭庄煤矿3312综采放顶煤工作面开采3号煤层，煤层平均厚度6.14 m，倾角2～8°，平均3°，该煤层赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊沉积，结合工作面范围内矿井3181号钻孔及工作面巷道揭露煤层结构情况，工作面回采范围内煤层厚度稳定，局部有1～2层块状夹矸，煤层普氏系数为0.7～0.9。3312工作面地面标高为+913.7～+941.7 m，井下标高﹢460～+500 m，工作面最大埋深481.7 m，最小埋深413.7 m。煤层直接顶粗粉砂岩，厚度平均3.01 m，普氏系数4～5；老顶为灰、灰白色中厚层状细粒砂岩，厚12.24 m，斜层理明显，裂隙不发育，普氏系数7～8。矿井坑透CT显示，工作面范围内未出现无线电波异常区，说明该范围内无明显地质构造，无断层与陷落柱揭露，工作面地质条件与水文地质情况简单。

3312运输巷沿3号煤层底板掘进，设计长度1 150 m，巷道为矩形断面，净宽5.0 m，毛宽5.2 m，净高3.3 m，毛高3.4 m，净断面积16.5 m2，掘进断面积17.68 m2，为全煤巷道，主要担负3312工作面设备运输与工作面煤流运输以及为输送工作面新鲜风流等任务。

2 大断面全煤回采巷道围岩破坏特征

由于3312工作面运输巷掘进高度为3.4 m，远远小于煤层厚度6.14 m，故巷道顶板存在厚达2.74 m的煤层，现场调研表明3号煤结构松散，强度较低，受到掘进扰动以及回采扰动后，极易形成散体结构，并随时垮落，对矿井的安全高效回采影响较大。考虑到上述因素，利用秦巴列维奇理论建立巷道围岩破坏理论计算模型[5]，见图1。

图1 秦巴列维奇理论力学模型

由图1可知，巷道两帮受两侧压力，呈倒三角形垮落，巷道顶板受覆岩以及开采扰动压力，呈现类拱性垮落，故在进行巷道围岩破坏理论计算时，必须对两帮以及顶板的最大破坏深度b、h进行计算。

巷道两帮最大破坏深度b可根据式(1)、(2)计算[5]。

b=Htanθ

(1)

θ=π/4-φ/2

(2)

式中：H为巷道掘进高度，取3.4 m；θ为3号煤层塌陷角，(°)；φ为3号煤层内摩擦角，实验室测量为31°。

巷道顶板最大垮落高度h可根据式(3)计算[5]。

(3)

式中：a为巷道掘进宽度，取5.2 m；RC为3号煤层单轴抗压强度，实验室测量为8.2 MPa。

将相关数据带入公式可得，巷道两帮最大破坏深度b为1.58 m，巷道顶板最大垮落高度h为5.1 m。

3 巷道原有支护形式及效果

3.1 巷道原有支护

3312工作面运输巷在掘进初期，认为巷道的稳定性的关键是对两帮围岩稳定的控制。为有效保护巷道两帮的稳定性，在支护初始阶段就对巷道两帮进行了加强支护，巷道原有支护参数为：顶锚杆长度2 000 mm，直径为20 mm，间排距为1 125 mm×1 000 mm；帮锚杆长度1 800 mm，直径为20 mm，间排距为800 mm×1 000 mm；顶板锚索长度为6 400 mm，直径为21.8 mm，间排距为2 000 mm×2 000 mm。巷道支护断面见图2。

图2 巷道支护断面(mm)

3.2 巷道原有支护效果

3312工作面运输巷掘进300 m后，出现围岩失稳，巷道变形量较大，在巷道变形最大处进行了井下素描，见图3；在围岩较为稳定处，对顶板0～2 m进行了钻孔窥视，钻孔窥视结果，见图4。

图3 巷道变形轮廓线素描(mm)

由图3可知，巷道顶板最大下沉量867 mm，巷道底板最大鼓起量488 mm，总体顶底板移近量为1 355 mm；巷道两帮最大移近量为710 mm。巷道已经完全无法使用，围岩完全失稳，严重威胁巷道内人员与机械设备的安全。

图4 巷道原有支护顶板0～2 m窥视

由图4可知，即使在巷道围岩较为稳定区域，巷道顶板0～2 m的煤层范围内，煤层极不稳定，裂隙较为发育，围岩稳定性较差。综合前面研究，可见原有支护形式不能控制巷道围岩的稳定，无法满足巷道的安全高效使用，不利于矿井的安全生产。

4 巷道优化支护形式及效果

4.1 巷道优化支护形式确定

结合图3与图4可以发现，巷道支护强度总体偏低，造成了巷道围岩稳定性差，巷道表面位移量大。所以优化大断面全煤回采巷道的总体目标为增强巷道支护强度，控制巷道表面变形。对巷道支护参数重新优化，增加锚杆以及锚索长度与密度，重新设计支护参数为：顶锚杆长度2 400 mm，直径为22 mm；帮锚杆长度2 400 mm，直径为22 mm；顶、帮锚杆间排距均为800 mm×800 mm；顶板锚索长度为8 400 mm，直径为21.8 mm，间排距为2 000 mm×2 000 mm。巷道支护断面图见图5。

4.2 支护效果检测

为检测巷道支护效果，在3312工作面运输巷掘进完成后，进行了钻孔窥视，对巷道围岩状况进行了观测，见图6。在3312工作面回采期间，对工作面前方巷道表面位移进行了监测，见图7。

由图6可以看出，巷道表面0～2 m范围之内，煤层整体性较好，未发现有明显的裂隙发育，锚杆、锚索对煤层起到了控制作用，该支护方式保障了巷道的安全高效使用。

由图7可以看出，巷道顶底板最大移近量为185.2 mm；两帮移近量最大为50.2 mm。巷道变形量均在巷道安全使用范围之内。由此可见，该种支护方式对郭庄矿3312工作面运输巷全煤巷道围岩稳定性起到了控制作用。

图5 巷道优化支护断面(mm)

图6 巷道表面0～2m钻孔窥视结果

图7 巷道表面位移随工作面推进变化

5 结 语

针对3312工作面运输巷为大断面全煤巷道，采用秦巴列维奇理论，确定两帮最大片帮深度为1.58 m，巷道顶板最大垮落高度为5.1 m。在原有支护参数下，巷道顶底板移近量为1 355 mm，两帮最大移近量为710 mm，巷道围岩失稳。通过对支护参数优化后，巷道顶底板最大移近量为185.2 mm，两帮最大移近量为50.2 mm，满足了巷道安全使用要求，支护方案对巷道围岩起到了良好的控制作用。