顶分层破坏区下回采巷道围岩控制技术研究与应用

吴 涛

（山西乡宁焦煤集团通合煤业有限公司，山西 乡宁 042100）

1 工程概况

通合煤业202 工作面位于一采区，工作面南侧为201 采空区，其余邻近区域均为实体煤。202 工作面走向长度1479 m，倾斜长度为128 m。工作面开采2#煤层下分层，煤层上分层厚度为2 m，上分层区域基本全部采空，局部区域留有护巷煤柱；2#煤层下分层均厚为2.3 m，平均倾角为15°。2#煤层顶底板岩层特征如图1。

图1 2#煤层顶底板岩层柱状图

202 工作面采用综合机械化放顶煤开采，工作面采高2.5 m，放煤2.8 m，循环进度0.6 m。由于上分层大部分已采空，中下分层回采遇煤柱时，压力增大，为保障巷道围岩稳定，特进行研究分析。

2 巷道特征及支护方式分析

2.1 巷道围岩特点

根据202 综放工作面回采巷道的赋存特征，结合顶分层的破坏特征，总结巷道布置特征如下：

（1）巷道沿2#煤层底板布置，顶板为已受采动影响的松软2#煤中分层，其上为上分层无序破坏后的上分层垮落顶板或上分层遗留的煤柱，压力分布不均衡。

（2）巷道顶底板产生强拉应力区，易造成巷道顶板冒顶，底板底鼓，因此对巷道支护强度和维护有较高的要求。

（3）巷道使用期间，存在底板治理困难的特征，由于巷道掘进沿松软煤层底板掘进，巷道顶板及两帮承载能力均较低，会导致力会大范围传递至底板区域，进而出现强烈的底鼓破坏。

（4）2#煤层下分层厚约2.3 m，下分层与中分层之间有一层厚度10～60 cm的泥岩夹矸，随掘随垮，因此掘进断面不易过高。

2.2 支护方式分析

在巷道断面选择时，为充分保障回采巷道围岩的稳定，选择巷道断面为梯形[1-3]；巷道高度在设计时，在满足机电设备的同时还不能过高导致出现上分层漏顶现象。综合上述分析取巷道净高为2.6 m。巷道宽度确定时，考虑顺槽巷道两帮受水平压力影响及其使用要求，确定巷道下口宽为4.5 m。

受2#煤上分层破碎顶板的影响，采用锚杆锚索等主动支护已不现实，结合上述巷道特征确定巷道采用工字钢棚支护。对于梯形巷道而言，其所选用的刚性金属支架主要为矿用工字钢，根据工程类比的分析方法[4-7]，确定选择12号矿用工字钢进行支护。

3 支护方案及效果

3.1 支护方案

根据巷道围岩赋存情况及支护方式的初步分析结果，确定202 综放工作面回采巷道沿2#煤层底板掘进，巷道断面为梯形，断面尺寸顶宽3700 mm、底宽4500 mm、巷高2600 mm。支护采用架棚支护，具体支护方案如下：

（1）梯形棚。梯形棚采用12 号工字钢，顶梁和棚腿长分别为4000 mm、2650 mm，棚距700 mm。（2）金属网。采用12#铁丝编制的金属网，规格为长×宽=8 m×1.2 m。（3）背板。采用木背板，规格为长×宽×厚=1000 mm×200 mm×30 mm的木背板。（4）撑杆。采用规格为长×厚=600 mm×50 mm 的木撑杆，间距700 mm 布置。（5）拉杆。采用规格为长×厚=3000 mm×40 mm 的木拉杆，布置在距底板1.5 m 的位置处，通过拉杆将棚架连接为一个整体。（6）地梁地锚。采用长×直径=100 mm×30 mm 的钢钉布置在底板棚腿位置处，起到固定架腿的目的。具体巷道支护方式如图2。

图2 巷道支护断面示意图（mm）

巷道掘进过断层、松软煤层区域时，采用超前注浆加固的方式进行超前支护，注浆钻孔直径为35 mm，长度为20 m，间距为600 mm，钻孔与煤壁成15°夹角布置，具体注浆钻孔布置方式如图3。注浆材料采用 FSS-化学加固材料（无机加固料），该加固材料由A/B 组分组成，施工时A/B 组分按1:1混合。

图3 注浆钻孔布置示意图（m）

3.2 可行性模拟验证

为有效验证202 综放工作面回采巷道采用梯形棚支护的可行性，采用FLAC3D模拟软件进行模拟分析。基于工作面特征，数值模型中工作面宽度取100 m，顺槽宽4.5 m，两侧各留50 m 实体煤，模型宽209 m，工作面推进方向取100 m，高度方向取36.8 m，建立的模型尺寸：209 m×100 m×36.8 m，共计节点394 383 个，单元374 400 个。模型左右及前后的横向位移设置为零，模型顶部施工等效自重载荷，重力加速度取为9.81 m/s2，底部位移设置为零。

202 工作面两顺槽开挖后，采用12 号工字钢构建梯形棚对棚支护，两架梯形棚为一组，架棚排距为700 mm。计算平衡后，巷道围岩垂直应力、位移及塑性区分布如图4。

图4 围岩应力及塑性区分布图

分析图4 可知，巷道的开挖在其顶底板范围形成一个卸压拱，在巷道两帮及顶底板肩角处形成垂直应力集中带，峰值应力7.5～8.35 MPa。根据位移云图可知，巷道掘进完成采用工字钢支护后，巷道顶底板及两帮移近量分别为20 mm、30 mm。掘进施工完成后，巷道围岩位移量较小。根据塑性区分布可知，2 号煤层受顶分层小窑开采破坏影响，掘巷完成后，顶板塑性区发育高度可达到2.5 m 左右，两帮塑性区发育范围均在2 m 左右，围岩塑性区发育范围较大，进一步侧面验证了采用锚杆（索）支护时无可靠着力点。

进一步通过数值模型进行工作面回采期间围岩变形情况的模拟分析，数值模拟时通过循环开挖来模拟工作面的推进，设置工作面开挖40 m。回采期间在巷道顶板及两帮布置位移观测点，监测距离回采工作面不同位置巷道顶板及两帮位移量，得出顶板下沉和两帮位移曲线如图5。

分析图5 可知，当监测点距离工作面大于25 m时，顶板下沉量基本稳定在35 mm，测点与工作面间距小于25 m时，此时顶板下沉速率开始逐渐增大，最终至工作面回采至测点位置处，顶板累计下沉量达到70 mm。监测断面在距工作面小于10 m 时，巷道两帮变形速率逐渐增大。当工作面回采至监测点位置时，两帮累计移近量达到86 mm。综合上述数值模拟结果可知，巷道采用梯形钢棚的支护方式，能够保障巷道围岩的稳定，进而验证得出支护方案可行。

图5 工作面回采期间围岩变形曲线图

3.3 效果分析

202 综放工作面回采巷道掘进期间，通过现场观测分析的方式，得出巷道采用梯形棚支护掘进期间最大变形量为60 mm，围岩整体变形量小，即巷道围岩在掘进期间处于稳定状态。为验证回采巷道现有支护是否满足回采期间使用要求，工作面回采期间同样进行围岩变形观测，根据观测数据能够绘制出变形量与距工作面距离间的关系曲线，如图6。

图6 工作面回采期间围岩变形曲线图

分析图6 可知，工作面回采期间，当巷道监测断面与工作面间的距离小于60 m 时，顶底板及两帮变形量开始大幅增大，最终顶底板移近量和两帮移近量的最大值分别为92 mm 和195 mm。

4 结论

根据202 综放工作面顶分层破坏区下回采巷道的赋存特征，通过分析巷道赋存特征，结合巷道使用要求及工程类比法，确定巷道断面为梯形，采用工字钢支护，棚距700 mm；当煤层松软、过断层破碎带时，采用注浆加固措施；通过数值模拟验证了支护方案可行性。根据支护方案应用后的效果分析可知，巷道在现有支护方案下围岩处于稳定状态。