厚煤层大采高工作面巷道支护设计研究

袁 肖

（寺河矿企管部，山西 晋城 048006）

大采高工作面由于采高大，基本顶垮落步距大，矿压显现剧烈。在采动影响下，巷道围岩受力明显，变形量较大，需针对厚煤层大采高工作面巷道支护设计进行研究。寺河矿由于生产地质条件变化，局部巷道出现软煤、片帮、顶板不稳定岩层增厚、可采煤层变薄等地质异常现象，参照其他盘区支护参数进行巷道支护后，六盘区工作面一次顺槽和复用巷道变形幅度较大，曾发生过顶板冒落，巷道掘进和工作面回采缓慢[1]。

为保证巷道支护效果，对寺河矿东六盘区的生产地质条件进行详细调查，评估巷道支护系统安全性，在此基础上提出更加合理的巷道支护参数，将6302 工作面顺槽63022、63023 巷作为工程示范，通过动态施工质量检测和锚杆支护监测保证巷道安全使用。

1 概况

寺河矿主采3 号煤层，盖山厚度320～400 m。3 号煤厚6.2 m，煤层倾角平均为6°。6302 工作面走向长度921 m，倾向长度305 m，采用“一进两回”三巷布置。工作面南侧为63021 巷，北侧为63023巷和63022 巷，两巷间煤柱中-中50 m。63021 和63023 巷为一次使用顺槽，为工作面进风巷，服务年限2 年，63022 巷为留巷复用顺槽，为工作面回风巷，服务年限约3～4 年[2]。

2 巷道围岩地质力学评估

通过顶板结构、锚杆拉拔受力、扭矩转化试验、矿物成分分析等，对63022、63023 巷道进行围岩地质力学评估，具体如下。

2.1 巷道顶板窥视分析

在63022 巷、63023 巷开口以里，每隔10 m 布置一个孔板窥视孔，利用全景电子钻孔窥视仪观测钻孔壁上的不连续面分布情况，并对窥视结果进行处理和分析。通过分析顶板窥视结果得出，巷道顶煤节理裂隙发育，孔隙率高，整体性较差，岩层相对完整，局部层间发生水平错动或离层。巷道掘进时，由于存在0.2 m 炭质泥岩，需及时按设计预紧力矩进行锚杆支护，防止软弱夹层出现离层破坏。

2.2 锚杆锚固力拉拔试验

在63022 和63023 巷选取典型位置，对巷帮煤体的锚固性能进行拉拔试验。从现场实测的9 组数据可知，63022、63023 巷帮煤体的可锚性强，全部9 组锚杆拉拔力测试值均能达到190 kN 以上，且锚杆、树脂、锚固煤体均未发生破坏，说明巷帮采用锚杆支护能够满足强度要求。

2.3 锚杆预紧扭矩与预紧力转化试验

在6302 工作面附近选取典型位置，进行锚杆预紧扭矩与预紧力转化试验，见表1。

从试验结果分析，锚杆预紧扭矩随着预紧力增大而增大，400 N·m 的预紧扭矩转化成预紧力能达到43～48 kN（钢号500 螺纹钢锚杆屈服载荷的25%）。因此，根据《煤矿巷道锚杆支护技术规范》中锚杆预紧力为锚杆屈服力30%～60%的选取原则，相应巷道锚杆预紧扭矩设计值不应低于400 N·m。

2.4 岩层矿物成分分析

在63023 巷顶板现场取样，采用水悬浮分离方法或离心分离方法分别提取粒径小于10 μm 和小于2 μm 的粘土矿物样品，进行岩层矿物成分分析。将泥岩样品制作成测量试片，利用衍射仪，测定样品的衍射峰强度，并与标准X 射线衍射数据对比，进行定性分析，确定样品中矿物种类和含量（%）以及黏土矿物总量（%），具体见表2。

岩样X 射线衍射试验表明，煤层直接顶为泥岩，黏土矿物占比达到62.9%，其他成分为石英、锐钛矿，占比为37.1%。黏土矿物中伊蒙混层占52.7%，高岭石占31%，伊利石占16.3%。伊蒙混层含量较高的黏土矿物遇水后极易发生膨胀，降低岩体的力学性能，导致巷道维护困难，顶板变形量增大。

3 巷道支护设计

3.1 巷道支护方案设计

63021、63023 巷为6302 工作面皮带顺槽，毛宽5.5 m，毛高4 m，毛断面为22 m2。采用连采机沿3 号煤层底板一次成巷，巷道采用锚杆（索）联合支护，如图1。顶板支护：锚杆间排距1 m×1 m，每排6 根，长度2.4 m，预紧力矩400～550 N·m，锚固力不小于190 kN。锚索间排距1.5 m×2 m，每排3 根，张拉力不低于320 kN，采用Φ16-5300-100-6的钢筋托梁，并用菱形金属网护顶。巷帮支护：锚杆间排距1 m×1 m，每排4 根，长度为2 m，预紧力矩为400～550 N·m，锚固力不小于190 kN。W 钢护板规格为280 mm×450 mm×4 mm，并用菱形网护帮[3]。

图1 巷道支护方案设计

3.2 与原支护相比

顶板支护：顶锚杆间排距由1 m×1.1 m 优化为1 m×1 m，锚杆长度由2 m 优化为2.4 m，每排增加1 根锚索，帮锚杆间距优化为0.8 m×0.8 m，对复用巷道后期进行补强支护。为提高巷道掘进施工效率，在巷道掘完、工作面回采前对63022 复用巷道进行后期补强，施工锚索保证巷道煤体保持完整性[4]。

4 数值模拟

根据寺河矿6302 工作面地质条件，建立数值模拟模型，模型范围为100 m×100 m×20 m，模型底部为刚性支承，上部施加应力。在模型各关键部位设置监测点，通过记录位移量变化，分析不同巷道支护方案的位移量变化情况，结果如图2、图3。

图2 6301 工作面原巷道支护位移云图

图3 6302 工作面现巷道支护位移云图

厚煤层大采高巷道在采用现有巷道支护方式后，围岩位移量降低较明显。水平位移主要在巷道两帮中部区域，两帮移近量约为680 mm；垂直位移主要在巷道顶板、两帮上部及底板区域，顶板最大下沉量150 mm，巷道两帮上部下沉量约92 mm，底鼓量为30 mm。

5 支护效果分析

选取6301 面及6302 面相应顺槽巷道进行巷道表面位移监测，各试验120 m，如图4、图5，采用“十字布点法”，通过测量顶底、两帮木桩距离，得出顶底板相对移近量、两帮相对移近量随工作面推进变化规律[5]。

6301 工作面、6302 工作面围岩变形随推进长度变化而变化。6301 工作面原支护巷道顶底板移近量、两帮移进量在60 m 范围内急剧降低，分别由605 mm、1190 mm 降低为103 mm、158 mm；6302工作面现支护巷道顶底板、两帮移进量在60 m 范围内急剧降低，分别由410 mm、672 mm 降低至47 mm、68 mm。优化支护参数后，顶底板移近量、两帮移进量最大值分别下降32.3%、43.5%，巷道两帮变形明显减小，顶板下沉量、底鼓量整体不大，巷道围岩完整性良好。

图4 6301 工作面原巷道支护围岩变形量

图5 6302 工作面现巷道支护围岩变形量

6 结论

通过对寺河矿厚煤层大采高回采巷道现场地质条件进行巷道围岩地质力学研究，分析顶板结构、煤体强度、矿物成分，提出新的支护方案并进行数值模拟，通过现场实测，回采巷道顶底板移近量、两帮移进量最大值分别下降32.3%、43.5%，均在可控范围内，为寺河矿相应巷道支护提供借鉴依据。