寺家庄煤矿15106 工作面沿空巷道支护方案优化分析与应用

郝晓东

（潞安化工集团寺家庄公司，山西 晋中 045300）

1 工程概况

阳煤集团寺家庄煤矿15106 工作面开采15 号煤层，煤层平均厚度为5.5 m，平均倾角为6.5°，煤层顶板岩层泥岩和细砂岩，底板岩层为砂质泥岩。15106 工作面上区段为15108 工作面采空区，下区段为15104工作面采空区，属孤岛工作面，工作面回采巷道与邻近采空区间的煤柱宽度为7 m，回采巷道均属于沿空巷道，具体工作面平面位置如图1 所示。

图1 15106 工作面平面位置示意图

15106 工作面回风巷沿煤层底板掘进，巷道掘进断面为矩形，宽度×高度=4 800 mm×3 900 mm，巷道原有支护采用锚杆索+经纬网+钢筋梯子梁的联合支护，规格为φ22 mm×2 200 mm 的螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×800 mm，顶板锚索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的1×7 股钢绞线，间排距为880 mm×1 600 mm，顶板布置1 根加强锚索，型号为φ21.6 mm×8 400 mm 的钢绞线，排距为800 mm，煤柱帮补设1 根规格为φ17.8 mm×4 200 mm的锚索，排距为1 600 mm，支护方案如图2 所示。根据巷道掘进期间的现场观测可知，巷道在现有支护方案下掘进期间围岩变形量大，其中两帮最大移近量达到1 460 mm，且实体煤帮变形量大于煤柱帮，顶底板最大移近量达到860 mm，为满足巷道正常使用的要求，特进行巷道支护方案的优化分析。

图2 15106 工作面回风巷原有支护方案断面图

2 覆岩破断位置分析

沿空巷道顶板断裂位置及形式的变化对巷道的稳定性会产生较大的影响，当基本顶断裂位置位于实体煤上方时，此时基本顶的回转下沉会造成实体煤帮出现大变形的特征，且易造成支护失效，回采巷道实体煤帮的支承压力峰值会向内转移而表现出高压力拱的特征[1-3]，实体煤帮在压力作用下被挤压产生大变形。现为准确掌握基本顶的断裂位置，采用YTJ20 型钻孔窥视仪进行顶板断裂位置的窥视分析。

根据15106 工作面回风巷的现场工程实践结果可知，巷道滞后掘进头200 m 的位置处实体煤帮的变形量明显大于煤柱帮，故在此布置窥视钻孔，窥视钻孔以巷道中心线为基准，共布置4 个钻孔，钻孔深度1.2 m，钻孔间距1.2 m，煤柱上方和实体煤钻孔布置在2 个顶角位置，钻孔从工作面向采空区侧分别命名为1- 4 号，窥视钻孔布置方式如图3 所示。

图3 15106 工作面回风巷窥视钻孔布置平面图

根据窥视结果能够得出，实体煤帮12 m 深的1号钻孔，在距巷道表面8.5 m 位置处出现破碎的环向裂隙，在距巷道孔口9.5m 的位置出现较大的纵向裂隙，且存在着较多的环向裂隙，在钻孔孔口8～11 m 的范围内，钻孔内部充满以纵向裂隙为主的多种裂纹；煤柱体侧12 m 深2 号钻孔在距离巷道孔口7.7～9.8 m 的范围内，钻孔内的裂隙以环向裂隙为主；根据钻孔窥视结果可知，3 号和4 号窥视孔内基本无明显的裂隙发育，具体1～4 号钻孔在9.5 m 深度处的窥视结果如图4 所示。

图4 15106 工作面钻孔窥视局部照片

综合钻孔窥视结果和上述分析可知，回风巷实体煤侧3～5 m 范围内裂隙发育严重，煤柱侧顶板则较为完整，仅有少量的纵向裂隙发育，即煤柱侧的裂隙发育不明显，综合上述分析可知，基本顶在实体煤上方断裂，基本顶破断后向采空区方向回转下沉，造成在基本顶下方出现高应力区，这是实体煤大于煤柱帮变形的主要原因[4-6]；另一方面由于基本顶回转下沉会对实体煤侧的锚固体产生一定的水平挤压力，进而会造成实体煤帮产生一定程度不协调的错动滑移，最终表现出巷道实体煤帮变形量大的特征。

3 非对称支护方案及效果

3.1 非对称控制思路

基于上述基本顶破断位置的窥视分析结果可知，基本顶在实体煤内侧破断是造成实体煤帮变形量大于煤柱帮的主要因素，采用UDEC 数值模拟软件进行基本顶在实体煤上方破断后沿空巷道支承压力和最大主应力图的分析，数值模拟结果如图5 所示。

分析图5 可知，基本顶破断后，顶板支承压力曲线会逐渐向深部转移，侧向支承压力的峰值也在逐渐减小，降低至25.8 MPa，支承压力峰值出现的位置也逐渐向巷道实体煤帮深部转移，基本顶破断后支承压力峰值出现在实体煤帮12 m 的深度处。

图5 基本顶破断后围岩应力分布图

综合基本破断位置窥视分析和基本顶破断后围岩应力分布图，确定通过采用高预紧力锚杆索支护以提高实体煤帮的支护，控制实体煤帮的大变形，即巷道采用非对称支护方案。

3.2 支护方案

根据巷道非对称支护控制思路，设计巷道处采用高强预紧力锚杆索非对称支护方案，具体15106工作面回风巷支护优化后的支护断面如图6 所示，支护参数如下：

图6 15106 工作面回风巷支护优化断面图

1）顶板支护：规格为φ22 mm×2 200 mm 的高强螺纹钢锚杆，间排距800 mm×800 mm，每排布置6 根，顶角锚杆与巷帮距离为400 mm，两顶角锚杆与顶板成15°布置，锚杆预紧扭矩为300 N·m，采用150 mm×150 mm×10 mm 的蝶形托盘，采用加长锚固，锚杆采用钢筋梯子梁连接，梯子梁规格为2 050 mm×70 mm；锚索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的低松弛钢绞线，间排距为1 600 mm×800 mm，预紧力为150 kN，锚索每排布置2 根，垂直顶板打设，巷道表面采用金属网护表。

2）实体煤帮支护：锚杆规格型号等参数同顶板锚杆，间排距为800 mm×800 mm，靠近顶角和底角锚杆距顶底板的距离为350 mm，锚杆分别斜向上和向下15°布置，其余锚杆垂直巷帮布置，锚杆采用加长锚固，锚杆间采用钢筋梯子梁连接，梯子梁规格为2 050 mm×70 mm；锚索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的钢绞线，间排距为1 600 mm×800 mm，锚索预紧力为150 kN。

3）煤柱帮支护：锚杆支护方式同实体煤帮，锚索采用φ17.8 mm×4 200 mm 的钢绞线，间排距为1 600 mm×1 600 mm，锚索预紧力为100 kN，锚索垂直巷帮布置，帮部表面采用金属网进行护表。

3.3 效果分析

15106 工作面回风巷采用优化后的支护方案后，在巷道内每间隔50 m 布置1 组围岩变形量监测点，采用十字布点法进行围岩变形观测分析，根据观测结果得出围岩变形曲线如图7 所示。

图7 回风巷支护优化方案实施后围岩变形曲线图

分析图7 可知，回风巷在采用优化后的支护方案时，巷道围岩变形主要发生在滞后掘进迎头80 m范围内，围岩在该范围内顶底板移近速率和两帮移近速率较大，围岩处于快速变形的不稳定阶段，随着巷道掘进作业的进行，当巷道滞后掘进迎头120 m时，此时围岩变形速率大幅降低，围岩变形逐渐趋于稳定，当监测断面滞后掘进头150 m 时，此时围岩变形量不再大幅增大，仅在小范围内出现一定程度的变化，巷道两帮变形量差异大的现象也得到有效控制，最终顶底板移近量的最大值分别为225 mm，煤柱帮变形量的最大值为100 mm，实体煤帮变形量的最大值为150 mm，优化的支护方案保障了巷道围岩的稳定。

4 结 论

根据15106 工作面回风巷赋存特征及原有支护下的变形情况，通过现场窥视分析得出回风巷基本顶在实体煤帮上方出现破断，进一步分析顶板破断后的应力分布，确定巷道优化方案加强两帮支护，尤其加强实体煤帮支护，采用非对称支护方案，根据优化支护方案的工程实践结果可知，优化后的支护方案解决了围岩变形量大的问题，保障了巷道围岩的稳定。