矿井沿空大断面顺槽支护设计与应用

李海伟

(兖州煤业股份有限公司东滩煤矿)

矿井沿空大断面顺槽支护设计与应用

李海伟

(兖州煤业股份有限公司东滩煤矿)

东滩煤矿埋深大、地压高、断层多、煤层含夹矸，深部开采矿压显现明显、支护困难，巷道收缩变形量大，严重制约了回采工作面安全生产。为此，综合煤层结构、矿压规律、巷道布置和支护方式等综合因素，优化了巷道布置、断面参数和支护参数设计，实施了大断面高可靠性顺槽支护技术，有效改变了综放面沿空顺槽变形收缩的被动局面，确保了矿井安全高效生产。

深部开采 沿空顺槽 倒梯形大断面 锚网带支护

东滩煤矿位于兖州煤田的深部，一采区为目前主采区，回采煤层为二叠系山西组3煤层，开采深度517.4～592.1 m。沿空顺槽矿压显现明显，顶板下沉量大，鼓帮严重，顺槽维护困难，制约了工作面快速推进。经过几年的摸索和实践，优化了巷道断面和支护设计，沿空顺槽采用倒梯形大断面，锚网带—锚索联合支护，邻面采空区采用小煤柱布置，两顺槽间距8.5 m，取得了较好的成效，满足了安全生产的要求。

1 综放工作面顺槽原支护设计

(1)顺槽支护参数。综放工作面顺槽原设计为梯形断面，两帮12°扎角，顶板夹矸下平面掘进，净宽4 500 mm，净高3.2 m。顶部采用长3.8 m钢带，打φ22 mm×2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，巷中布置一排锚索;两帮各布置4根φ20 mm×2 000 mm 全长等强全螺纹钢锚杆;顶、帮分别敷设采用10#铁丝编织的菱形网。

(2)存在问题和原因分析。工作面回采期间矿压显现非常剧烈，断面收缩严重。1303和1304工作面回采期间沿空顺槽超前压力影响范围达到210～300 m，巷道两帮移近量最大达到3 m，底鼓量最大达到2.0 m，断面收缩至不到2.5 m2，严重影响通风、运输、行人及工作面端头维护和正常推进。

综合分析认为，导致这种情况的原因主要有以下几个方面：①顺槽断面小，缺少围岩变形空间；②顺槽掘进层位选择不合理，顶板托夹矸掘进，该夹矸稳定性极差，特别是工作面回采期间，受超前应力影响，顶板下沉量大，难以维护；③大扎角梯形断面在两帮上部区域易形成支护弱面，回采期间两帮煤体承载性能低，给围岩应力释放提供了条件；④帮部支护强度低，未采用帮部施工锚索加强支护。

2 大断面高可靠性顺槽支护设计

根据现场实际情况，经过理论计算，设计沿空顺槽实施大断面高可靠性支护方案。

(1)加大顺槽几何尺寸，预留围岩变形空间。根据顺槽回采期间的变形量，以及保障工作面正常回采所需要的空间进行断面优化，将顺槽几何尺寸由13.8 m2加大到22 m2以上，将钢带长度由3.8 m增加到4.8 m，巷道净宽达到4.9 m，净高增加到3.8～4.2 m[1]。

(2)合理选择掘进层位，减小围岩应力积聚。在选择大断面支护的基础上，沿夹矸上平面稳定层位掘进，底板不留煤，沿3下煤底板岩石掘进。

(3)优化巷道断面形状，增强巷道整体承载性能。将支护断面由梯形、两帮87°扎角改为倒梯形、两帮92°扎角，强化两帮的承重作用，降低应力集中时承载不均衡形成的两帮上部支护弱面，减小两帮上部围岩移近量。

(4)强化帮部支护，实施让支结合，增强围岩稳定性。针对两帮上部夹矸部位的围岩弱化区，从顶板至夹矸以下300 mm范围两帮敷设由8#铁丝编制的双层金属网；帮部继续使用等强全螺纹锚杆，既能避免锚杆在应力条件下从尾部弱面破断，又能实现煤体破碎片冒落后通过紧固锚杆达到二次支护的效果。沿空顺槽在沿空帮上部夹矸区域正常支护的两排锚杆中间分别交叉布置锚杆、锚索，加强帮部支护，回采帮采用2.0 m钢带，两端打注锚索加强支护，控制围岩变形。

3 工程实例

3.1 工作面概况

东滩煤矿1307综放工作面位于一采区中上部，南邻1306工作面(已采)，北临1308工作面(未采)。1307轨顺沿空布置，与1306运顺巷中间距8.5 m布置(如图1所示)。巷道沿3煤底板掘进，3煤厚8.5～9.1 m，f=2～3，3煤底板之上3.1～3.4 m处含一层泥岩夹矸，厚0.3～0.45 m，f=3～4；3煤直接底板为粉砂岩，厚1.25～2 m，f=4～5；3煤直接顶板为泥岩或粉砂岩，厚2.88～5.18 m，f=4～5.

图1 沿空顺槽位置关系示意

3.2 施工设计

1307轨顺沿空顺槽设计为倒梯形断面，锚网带与锚索联合支护(如图2所示)。 采用EBZ150型掘进机截割，SGB-620/40T刮板运输机搭接DSJ80/40/2×40型皮带输送机出煤[2]。

图2 沿空顺槽支护断面(单位：mm)

1307轨顺顶板沿夹矸上平面掘进，底板沿3下煤底板掘进。当3上煤与3下煤夹矸上平面至3下煤底板厚度大于4.5 m时，顶板沿3上煤与3下煤夹矸上平面掘进，巷道高度按3.8 m控制底板预留部分底煤；当3上煤与3下煤夹矸上平面至3下煤底板厚度3.8～4.5 m时，顶板沿3上煤与3下煤夹矸上平面掘进，巷道底板沿3下煤底板掘进；当3上煤与3下煤夹矸上平面至3下煤底板厚度小于3.8 m时，巷道底板沿3下煤底板掘进,顶板破3上煤，确保巷道高度不低于3.8 m；施工过程中必须确保底板左右水平，前后平缓过渡,严禁出现急弯陡坡[3]。

3.3 支护方式

采用锚网带与锚索联合支护，按悬吊理论计算锚杆参数，钢带排距800 mm。

(1)锚杆长度计算：

L=KH+L1+L2,

(1)

(2)

式中,L为锚杆长度，m；H为冒落拱高度，m；K为安全系数，一般取K=2；L1为锚杆锚入稳定煤层的深度，按经验取0.5 m；L2为锚杆在巷道中的外露长度，取0.1 m；B为巷道开掘宽度(中净宽)，取4.9 m；f为煤坚固性系数，取3。

将各参数代入式(1)、式(2)，计算得H=0.82 m，L=2.24 m.

(2)锚杆间距、排距计算(通常间排距相等)：

(3)

式中,a为锚杆间、排距，m；Q为锚杆设计锚固力，100 kN/根(帮部锚杆锚固力)；r为被悬吊煤的重力密度，取13.2 kN/m3。

将各参数代入式(3)，计算得a=1.75 m.

通过以上计算，顶部可采用φ22 mm×2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为750 mm×800 mm；帮部采用φ20 mm×2 000 mm的全螺纹钢锚杆，间排距为800 mm×800 mm；采取锚杆紧跟迎头的支护方式。

(3)锚索长度选择。煤层厚度+顶部软岩厚度+锚索外露长度+锚入稳定岩层长度-巷道截割高度=7.91 m。考虑顶网及锚索托盘等材料厚度，锚索长度取8.5 m。

3.4 支护参数

(1)顺槽采用锚网带、锚索联合支护，倒梯形断面，两帮92°扎角，上净宽5 000 mm，中净宽4 900 mm，下净宽4 850 mm，净高3 800 mm。

(2)巷道顶部使用长4 800 mm(7组孔)的两端头眼孔为滑孔的梯型钢带，钢带两端头锚杆与水平成75°角斜向上打注，其他垂直顶板打注；隔排距巷中布置一根锚索，锚索排距1 600 mm，支护有效的锚索滞后迎头不大于4 m打注，顶板破碎或煤炮频繁时紧跟迎头打注。

(3)巷道顶帮挂设金属菱形网，两帮肩窝至夹矸下平面以下300 mm范围敷设双层金属网；当3上煤与3下煤夹矸上平面至顶板距离大于1.5 m时，两帮肩窝以下1 m范围敷设双层金属网。两帮每排各布置5根锚杆，锚杆上下间距800 mm，钢带向下不大于200 mm为第一根锚杆，两帮第一根锚杆与水平成15°～25°仰角打注，第2～第4根锚杆垂直煤壁打注，第5根锚杆斜向下与水平成15°～20°俯角打注，距底板不超过800 mm，保证锚杆托盘压紧金属网。

(4)施工中每循环架一排钢带(排距800 mm)，两帮上部2根锚杆一排一打，第3根锚杆可滞后迎头两排打注，第4根锚杆可滞后迎头3排打注，第5根锚杆可滞后迎头6排打注，当帮部煤壁松软、片帮时紧跟迎头打注[4]。

(5)沿空帮(南帮)在相邻的正常支护锚杆中间分别隔排布置锚索，排距为1 600 mm。锚索布置方式：在顶板以下500 mm位置按25°～35°仰角打注一根5 m长锚索，在帮部中间位置垂直煤壁打注一根3.5 m长锚索。

(6)实体煤帮(北帮)在正常支护锚杆中间分别隔排布置锚索,排距为1 600 mm。锚索布置方式：在顶板以下500 mm位置按25°～35°仰角打注一根8.5 m长锚索，在下方1.5 m位置垂直煤壁打注一根8.5 m长锚索,锚索打注后敷设长度为 2 m 钢带(钢带两锚杆孔距离1.5 m)，代替锚索托盘进行紧固。

(7)帮上部锚索滞后迎头不大于4 m，下部锚索滞后迎头不大于30 m打注，帮锚索打注后均安装YJT25-30型让压环。

(8)特殊条件下巷道超高时，在相邻两排锚杆下方中间补打φ20 mm×2 000 mm全螺纹钢锚杆。

(9)帮部片落形成低洼点时，及时在该处打注φ20 mm×1 000 mm全螺纹钢锚杆；顶板破碎形成网兜时，必须在两排钢带中间补打φ20 mm×2 000 mm全螺纹钢锚杆(配150 mm×150 mm×10 mm铁托盘)进行压网，锚杆左右间距为800 mm。

4 结 论

(1)根据东滩煤矿地质特征，工作面沿空顺槽实施倒梯形大断面设计，有效提高了巷道整体支护强度，降低了围岩变形量，改善了支护效果。经过对1305、1306工作面轨顺回采期间的围岩变形量观测，围岩变形后顺槽宽度最小2.8 m，平均3.3 m，有效保障了工作面回采期间的作业空间。

(2)通过实施顺槽大断面支护，预留了工作面回采时的围岩变形空间。在工作面超前应力释放围岩变形后的空间，能够保障工作面的正常生产需要，降低了超前支护成本，减少了巷道扩修、维护工作量，减轻了劳动强度、提高了巷道断面利用率，确保工作面安全、高效生产，取得了较好的技术经济效益。

[1] 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[2] 侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚网支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[3] 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工业出版社,1984.

[4] 赵岩峰，刘福军.极松散煤层全煤巷道顶板全锚索支护技术的应用[J].煤炭科学技术,2002,30(11):33-36.

2015-04-02)

李海伟(1975—)，男，工程师，273512 山东省邹城市。