残煤复采工作面无煤柱护巷回采巷道支护设计研究

李雪峰

（山西陵川崇安关岭山煤业有限公司，山西 晋城 048000）

0 引言

山西陵川崇安关岭山煤业有限公司3号煤层厚度4.35～4.65 m，平均4.51 m，属全区稳定可采煤层。根据现场调研，3号煤层旧采采用“巷柱式”采煤法，宽度2～3 m，部分空巷扩帮后宽度达到8～10 m。由于残采区内围岩破碎、整体承载强度和稳定性大大下降，复采时矿压分布极不规律，易发生严重顶板事故和强矿压灾害。

目前，针对残采煤炭资源巷道的支护也已进行了较为系统的研究，刘畅[1]等人对复采工作面过空巷顶板稳定性进行了详细的理论分析。张小强[2]、许孟和[3]等人通过相似模拟实验研究空巷宽度、冒落空间几何尺寸以及交互角度对回采巷道的影响。徐忠和[4]等人基于现场实测探究了复采工作面矿压显现规律。谢文武[5]等人结合理论分析与数值模拟研究探究了复采工作面过空巷时围岩变形规律。蔡为益[6]等人通过数值模拟与现场实测研究表明，复采工作面来压存在明显的步距差。杨录录[7]基于现场分析给出了复采工作面回风巷的支护方案。武建军[8]基于理论分析给出了小窑破坏区相应回采巷道的支护参数。

虽然，针对复采区回采巷道支护已有部分学者进行了较为详细的分析，但该矿复采工作面采用无煤柱护巷支护，采用无煤柱护巷后围岩应力条件发生了显著改变，这与以往的研究显著不同。基于此，以3号煤回采巷道支护方式与技术参数为设计对象，结合3号煤巷道处于残采区地质情况，通过现场调研、现场钻孔窥视，对3号煤复采工作面回采巷道合理支护方案与技术参数进行研究。

1 复采区地质条件概况

1.1 复采区概况及顶底板围岩情况

笔者研究的3号煤层回采巷道位于301采区轨道巷西侧，工作面顺槽沿东西方向布置，其中工作面运输顺槽垂直于301采区胶带输送机巷，工作面回风顺槽垂直于301采区回风巷。

首采工作面为30102工作面，其位于3号煤一采区西翼的中南部，南部30101工作面，在15206工作面回采之后蹬空，工作面由30102工作面向北接替。30102首采工作面巷道布置方式见图1。

图1 3号煤巷道及工作面布置方式

3号煤属于残采区，巷道除了布置在实体煤中，在掘进过程中遇到宽度不一且分布不均的空巷、老顶冒落区、煤柱，巷道目前采用锚网喷支护，局部区域配合使用工字钢棚、砌墙等加强支护方式。根据现场调研及窥视情况，3号煤直接顶为泥岩，厚度为1.8 m左右，泥岩之上为完整性较好的砂岩和砂质泥岩，除局部较破碎裂隙发育之外，整体完整性较好，详见图2。

图2 顶板窥视孔岩层结构观测结果

1.2 3号煤现场调研及空巷情况

目前已揭露的情况分析，3号煤残采区煤层赋存情况大体可分为4种：①残留煤柱；②煤层底部为空巷，空巷内顶煤未垮落；③煤层底部为空巷，空巷内顶煤垮落且直接顶完整；④煤层底部为空巷，空巷内顶煤垮落、直接顶泥岩局部垮落，如图3所示。

2 3号煤层回采巷道基本情况

结合矿方实际掘进情况，3号煤层复采区域内，可采区域内存在若干宽度不一且分布不规律的空巷和残留煤柱，这导致巷道围岩的应力不同于正常情况，尤其是采用沿空掘巷开采技术后，巷道掘进及工作面回采可能遇到围岩压力大、围岩破碎、巷道变形量大等问题。目前，煤层顺槽沿煤层底板掘进，其中，运输顺槽上部净宽3 770 mm，下部净宽4 550 mm，净高2 600 mm；回风顺槽巷道上部净宽2 820 mm，下部净宽3 600 mm，净高2 600 mm。

2.1 复采区工字钢棚支护技术研究

梯形支架视支架本身为支护体，围岩为载荷，顶梁符合工程力学中的简支梁条件，其受力状况属于均布载荷类型。应用受均布载荷的简支梁进行受力状况分析计算。棚式支架顶梁的破坏机理是由于支架上弯曲力矩达到极限后，产生的最大拉应力超过材料的抗拉强度导致顶梁变形、破坏而失去承载力。

2.1.1 砌墙替换前顶梁受到的压力计算

根据矿井实际巷道支护情况，运输顺槽顶部毛宽4.25 m，由于运输顺槽巷道断面较大，目前采用12号矿用工字钢+单体柱（间隔架设）的联合支护方式。虽然顶梁工字钢长度为4.25 m，但对于巷道顶梁工字钢增设单体柱补强支护，形成了2个长度分别为1.81、2.44 m的简支梁结构。由此可见，对于无单体柱补强支护时，顶梁长度为4.25 m；对于有单体柱补强支护时，顶梁长度为1.81、2.44 m。

当采用工字钢棚支护时，工字钢棚顶梁跨长分别为4.25、2.44、1.81 m，材质为Q275的矿用12号工字钢，其屈服极限为σs=275 MPa，抗拉强度为σb=490～610 MPa，查表得12号工字钢抗弯截面模量Wx=144.5 cm3=144.5×10-6m4。

代入求得工字钢的使用载荷为：

上式计算结果说明，1根即1架跨长为4.25、2.44、1.81 m的12号工字钢顶梁，达到屈服极限时，其所受均布载荷分别约为17.6、53.40、97.04 kN/m，整架棚的使用载荷分别为QS=74.8 kN；QS=130.30 kN；QS=175.64 kN。

同理，将抗拉强度为σb=490 MPa（490～610，取最小值）代入求得破坏时的均布载荷分别为31.36、95.14、172.90 kN/m，整架棚的破坏载荷分别为QB=133.28、232.15、312.95 kN。

2.1.2 砌墙替换后顶梁受到的压力计算

由于采用沿空掘巷技术开采3号煤层，运输顺槽掘进后、工作面回采前，采用柔模混凝土（宽度0.8 m）将巷道非工作面帮钢腿替换，替换后巷道上部毛宽3.45 m。柔模混凝土替换非工作面帮钢腿后，运输顺槽的支护方式为工字钢+柔模混凝土+单体柱（间隔架设）。对于无单体柱补强支护时，顶梁长度为3.45 m；对于有单体柱补强支护时，顶梁长度为1.81、1.64 m。

1）当顶梁长度为1.81 m时，工字钢棚的使用载荷及破坏载荷分别为：

QS=175.64 kN、QB=312.95 kN。

当顶梁长度为3.45、1.64 m时，工字钢的使用载荷为：

整架棚的使用载荷分别为QS=92.15 kN；QS=193.85 kN。

同理，将抗拉强度为σb=490 MPa（490～610，取最小值）代入求得破坏时的均布载荷分别为47.59、210.60 kN/m，整架棚的破坏载荷分别为QB=16①当顶梁长度为4.25 m时，采用跨长4.25 m的12号工字钢支护，计算得该矿的最小工字钢使用载荷为225.67 kN/m。此时，当棚距为0.5 m时，安全系数为n=74.8/（225.67×0.5）=0.66，不满足支护强度的要求；②当棚距为0.3 m时，安全系数为n=74.8/（225.67×0.3）=1.10，满足支护强度的要求。

2）当顶梁长度为3.45 m时，采用跨长3.45 m的12号工字钢支护，计算得该矿的最小工字钢使用载荷为167.93 kN/m。此时，当棚距为0.5 m时，安全系数为n=92.15/（167.93×0.5）=1.09，满足支护强度的要求。

3）当顶梁长度为2.44 m时，采用跨长2.44 m的12号工字钢支护，计算得该矿的最小工字钢使用载荷为130.3 kN/m。此时，当棚距为0.9 m时，安全系数为n=130.3/（105.13×0.9）=1.37，满足支护强度的要求。

4）当顶梁长度为1.81 m时，采用跨长1.81 m的12号工字钢支护，计算得该矿的最小工字钢使用载荷为175.64 kN/m。此时，当棚距为0.9 m时，安全系数为n=175.64/（71.68×0.9）=2.72，满足支护强度需求。

5）当顶梁长度为1.64 m时，采用跨长1.64 m的12号工字钢支护，计算得该矿的最小工字钢使用载荷为193.85 kN/m。此时，当棚距为0.9 m时，安全系数为n=193.85/（63.41×0.9）=3.39，满足支护强度需求。

3号煤运输顺槽设计采用梯形断面，巷道顶部毛宽为4.25 m，结合矿方实际支护情况，目前，矿方采用12号矿用工字钢+单体柱（间隔架设）的支护方式，此外，采用沿空掘巷开采技术，工作面回采前，在运输顺槽内砌筑柔模混凝土墙。由于砌筑柔模混凝土墙后，有效降低了工字钢简支顶梁跨度，但从安全角度考虑，选择支护强度时应考虑顶梁跨度极限情况。砌墙前，对于未采用单体柱补强支护时，工字钢顶梁长度为4.25 m；对于采用单体柱补强支护时，工字钢简支顶梁最大长度为2.44 m。基于上述计算结果可知，对于顶梁长度分别为4.25、2.44 m时，当工字钢棚棚距为1.0m时，每架棚承受理论压力分别为225.67、105.13 kN。同时，采用跨长4.25、2.44 m的12号工字钢支护，计算得的最小工字钢使用载荷为74.8、130.3 kN/m。

由于采用单体柱间隔补强支护，因此将4.25、2.44 m的工字钢梁看成一个组合结构，对于组合结构顶梁而言，2.0 m范围内岩体作用在组合顶梁上的压力为：330.8 kN，此时，当棚距为0.6 m时，安全系数为n=（74.8+130.3）/（330.8×0.6）=1.03，满足支护强度需求。4.19kN、QB=345.38 kN。

结合矿井井下实际揭露情况和目前的支护现状，通过采用理论计算、数值模拟相结合方法，得出了矿井南部复采区3号煤层综放工作面顺槽及切眼的支护设计方案，详细支护方案如下：

1）层位：沿3号煤层底板掘进。断面形式：梯形。

2）净断面尺寸：宽×高=3 770/4 550×2 600 mm，叉角390 mm（砌墙前）。

宽×高=3 210/3 600×2 600 mm，工作面帮叉角390 mm，非工作面帮垂直于巷道底板（砌墙后）。

3）基本支护方式：工字钢+金属网+单体柱（砌墙前）。

4）工字钢+金属网+单体柱+柔模混凝土墙（砌墙后）。

5）表面封闭方式：无。

6）工字钢型号及棚距：12号矿用工字钢，架棚支护棚距800 mm±50 mm（中至中）。

支护方案详见图4所示。

图4 工作面运输顺槽位于实体煤时（砌墙前后）基本支护方案及支护参数

3 结论

1）基于自然平衡拱理论计算，求解计算了3号煤复采工作面运输顺槽位于实体煤条件下12号矿用工字钢棚支护的安全棚距。

2）基于理论分析确定了3号煤回采巷道具体的支护方式与支护技术参数。

3）根据目前已揭露情况和调研结果，3号煤残采区煤层及顶底板赋存情况有4种：①实体煤；②空巷内顶煤未冒落；③空巷内顶煤冒落且直接顶完好；④空巷内顶煤冒落且直接顶局部垮落（矸石之上空顶1.5～2 m）。