特厚煤层沿空掘巷非对称支护技术研究与应用

何 超

（国源时代煤炭资产管理有限公司，北京 100120）

1 工程概况

霍州煤电临汾宏大锦程煤业现阶段主采9+10#煤层。10#煤层位于太原组下段顶部，普遍含有一层至两层0.20～0.40 m 黑灰色碳质泥岩夹矸，10#煤层为全区发育的煤层，煤层厚度3.0～3.65 m；9#煤层厚度0.9～1.1 m，与10#煤层夹矸0.3～1.0 m，局部范围9+10 合并，煤层总厚度达5.8 m 左右。9+10#层的相邻区段回采工作面巷道需经历掘进扰动、邻近工作面及本工作面回采扰动几个阶段。二采区21009 工作面回风巷在邻近21007 工作面采动影响下出现了剧烈的矿山压力显现，21009 回风巷掘巷450 m 时与21007 回采工作面相遇，之后随着邻近工作面的继续回采，21009 回风巷350～450 m 段出现了煤柱帮严重片帮、顶板冒落、底板严重底鼓现象，导致掘进工作完全停滞，对巷道破坏区域进行返修等影响采掘生产20 余天。为解决后续采掘工作面出现类似情况，以北翼21010 工作面回风巷为工程背景展开相关研究。

2 强动压影响下沿空煤巷煤柱宽度分析

9+10#煤层二采区回采巷道属于大断面煤巷，巷道沿10#煤层底板掘进，以往邻近上个工作面的回采巷道掘巷期间留设区段煤柱为19.5～21.0 m，造成资源浪费。虽然区段煤柱宽度已相当大，但沿空巷道仍受到邻近工作面采动剧烈影响，加之巷道直接顶破碎、自稳能力差，巷道表面变形破坏严重，无法保障巷道的正常使用。沿空巷道煤柱宽度决定着邻近工作面采动对于巷道影响的剧烈程度，合理的煤柱宽度不但需要具备良好的自稳性能，而且需要能够对顶板岩层起到良好的支承作用[1]，在合理的支护下能够实现沿空巷道围岩的稳定。沿空掘巷后煤柱的载荷由上覆岩层重量及采空区侧悬露岩层转移的重量所构成，根据9+10#煤层回采工作面布置情况及采掘接替情况，区段护巷煤柱在沿空巷道掘巷阶段载荷如图1。

图1 区段煤柱受力示意图

根据图1 所示简化结果，可以得到区段煤柱载荷为[2]：

其中：σ为煤层内垂直应力，MPa；δ为上覆岩层垮落角，（°）；γ为顶板岩层体积力，kN/m3；H为煤层埋深，m；D为工作面长度，m；B为区段煤柱宽度，m。

根据极限强度理论，煤柱能够承受的极限垂直应力计算公式为[3]：

其中：R为煤柱能够承受的极限压力，MPa；Rc为煤的单轴抗压强度，MPa；h为煤柱高度，MPa。

为保障煤柱的有效承载性能，煤柱内的载荷应小于等于其极限载荷，因此当煤柱内垂直应力等于其极限载荷时，煤柱宽度达到最小，联立式（1）、（2）可得到煤柱极限宽度的计算公式：

结合9+10#煤层二采区具体地质条件，上覆岩层垮落角δ=60°，上覆岩层平均体积重量γ=2.55×104N/m3，工作面长度D=180 m，煤层埋藏深度H=310 m，煤柱高度h=5.8 m，煤层的单轴抗压强度Rc=43.89 MPa，经上式计算可得B=7.25 m。由此说明区段煤柱的最小宽度应不小于7.25 m，考虑预留适当的富余量，确定21010 回风巷沿空掘巷预留煤柱宽度为8.0 m。

3 大断面强采动煤巷支护技术

9+10#煤层二采区回采巷道采用传统的锚网索联合支护技术，巷道掘进初期，围岩应力状态基本呈对称布置，当上个工作面回采后，巷道围岩应力呈不对称分布，将导致沿空巷道围岩破坏呈现不对称性，因此可考虑采取不对称支护方式来控制围岩破坏。高预应力锚索桁架结构是一种不对称的主动支护方式[4]，其原理如图2。通过对长锚索施加较高的预应力，使巷道顶板浅部围岩锚固于深部岩层，提高顶板的整体性和承载能力，抑制顶板的离层，限制顶板的水平方向及垂直方向的变形。

图2 锚索桁架系统的支护原理

21010 回风巷一侧为8 m 小煤柱及上个工作面采空区，一侧为实体煤，为确定最佳的预应力锚索桁架支护参数，采用FLAC3D模拟软件进行模拟分析。采用摩尔-库伦模型，模型尺寸450 m×200 m×50 m。支护方案在原有锚网索支护方案基础上，将顶板锚索改为预应力锚索桁架支护，顶板锚索直径为17.8 mm，长度为8.25 m，锚固力为50 t，每排3 根，中间一根沿竖直方向布置，两侧两根向两侧偏斜15°布置。顶板锚杆规格Ф22 mm×2500 mm，间排距0.9 m，两帮锚杆规格Ф20 mm×2000 mm，间排距0.9 m。为确定最佳的锚索桁架支护参数，设计偏心距分别为200～500 mm，桁架跨距分别为1.2～1.8 m，每0.2 m 为一个变化梯度。模拟时首先进行巷道的开挖支护，然后进行工作面的开挖，当计算完成后记录巷道表面变形最大值。测点及数值模拟结果如图3。

图3 数值模拟研究结果

由图3 可以看出，不同锚索桁架偏心距条件下巷道表面变形量存在显著的变化。随着锚索桁架向小煤柱侧偏斜距离增加，巷道煤柱侧变形量及煤柱侧顶板变形量均呈减小趋势。当偏心距为400 mm时，其减小曲线出现明显的拐点，说明偏心距再增大将使煤柱侧巷帮及煤柱侧顶板变形量增大；当偏心距增大，实体煤帮及实体煤帮侧顶板变形量呈缓慢增大趋势，偏心距由400 mm 继续增大，其增大幅度显著提升。由此表明，当锚索桁架偏心距为400 mm 时，巷道围岩整体变形量最小。同理，根据图3（c）、（d）所示结果可以看出，当锚索桁架跨度为1.6 m 时，巷道表面变形量及围岩塑性破坏范围均存在拐点，当锚索桁架跨度为1.6 m 时，支护效果最佳。

4 工程应用及效果分析

4.1 21010 回风巷非对称支护方案

结合上文数值模拟及理论分析结果，21010 回风巷与21008 工作面间区段煤柱宽度为8.0 m，采用锚索桁架配合锚网索进行联合支护。巷道掘进断面宽×高=5.2 m×3.6 m，铺底厚度200 mm。两帮锚杆规格MSGLW500/18×2000 mm，间排距0.9 m，扭矩不小于250 N·m；顶板锚杆MSGLW500/22×2500 mm，间排距0.9 m，扭矩不小于300 N·m；顶板锚索采用1×7 股高强度预应力钢绞线，预紧力不小于140 kN，桁架采用16#槽钢制成，总长度3.7 m，锚索间排距为1.6 m×1.8 m。具体支护形式如图4。

图4 21010 回风巷支护方案（mm）

4.2 应用效果分析

21010 回风巷掘巷阶段在巷道内布置位移监测点，记录邻近工作面采动影响下巷道表面变形量变化规律，整理得到图5。掘巷阶段未受到邻近工作面采动影响时，巷道围岩稳定，变形微小；距邻近工作面约30 m 时，表面变形量开始逐渐增大，顶板下沉、两帮移近速率最大约6 mm/d；在邻近工作面推过测点位置后，巷道围岩逐渐趋于稳定，顶板下沉量最大值为91 mm，两帮移近量最大值为78 mm；滞后邻近回采工作面约90 m 时，巷道表面变形速率减小为零。综上可得，采用非对称支护方案后，沿空掘巷表面变形量很小，围岩稳定，取得良好的支护效果。

图5 掘巷阶段围岩变形量及变形速率变化规律

5 结语

（1）锦程煤业9+10#煤层二采区区段煤柱极限宽度为7.25 m，建议21010 回风巷与21008 工作面间区段煤柱宽度8.0 m。

（2）21010 回风巷掘巷可采用预应力锚索桁架非对称支护，模拟分析表明，锚索桁架合理偏心距为400 mm（偏向煤柱侧），最佳跨度为1.6 m。

（3）工程应用实践表明：锚索桁架配合锚杆联合非对称支护技术可有效控制沿空巷道的围岩变形，邻近工作面采动影响下，巷道围岩整体稳定，变形量在合理范围内，支护效果良好。