浅埋煤层孤岛工作面回采巷道支护实践*

马振虎

(陕西南梁矿业有限公司，陕西 榆林 719316)

0 引言

随着我国煤炭开采强度不断加深，开采区域以及开采深度也随之不断增大，然而受采煤方法、地质条件以及采煤设备等诸多因素影响，在一些特殊开采区域或煤层的开采过程中容易形成孤岛工作面[1-3]。孤岛工作面在开采过程中受相邻工作面回采影响，工作面两侧煤体应力集中较高，巷道围岩应力场复杂，回采巷道围岩容易发生变形、破坏，对工作面安全生产形成威胁。因此，对于孤岛工作面回采巷道稳定性以及支护参数的研究，对保证孤岛工作面安全生产具有十分重要的意义[4-7]。为解决工程实际问题，以南梁煤矿30101-1工作面在3-1号煤层边界处形成的孤岛工作面为研究对象，采用工程类别、理论计算、数值模拟以及现场实践等方法综合分析，以确定30101-1孤岛工作面回采巷道最佳支护方案。

1 矿井概况

南梁煤矿30101-1工作面位于3-1号煤层西南角，煤层埋深118.43～142.01 m，工作面煤层厚度1.8～2.03 m，走向长度为1 398.32 m，倾向长度为280 m，其北部为30101工作面采空区，南部为3-1号煤层边角治理区，在30101-1工作面区域形成孤岛工作面，如图1所示。30101-1工作面运输顺槽设计尺寸为1 453.58 m×5 m×2.5 m(长×宽×高)，工作面顶底板情况见表1。

图1 井上下对照图Fig.1 Surface-underground contrast plan

表1 30101-1工作面运输顺槽顶板情况

2 支护方案

2.1 支护参数设计

孤岛工作面回采巷道在回采过程中承受采动支承压力大，围岩较为破碎，变形量大[8]。依据南梁煤矿30101-1工作面实际地质情况，通过工程类比[9]、理论计算[10]的方法，综合考虑回采巷道的支护设计。

根据 30101-1工作面运输顺槽顶板情况表对工作面顶板稳定性进行分析可知，30101-1工作面顶板主要存在稳定和不稳定顶板。在进行回采巷道支护设计时，通过工程类比的方法，巷道可采用中等稳定围岩状况锚杆、锚索、锚网联合的支护形式[11-12]。支护参数选取锚杆杆体直径为18～22 mm，长度为1.8～2.4 m，间排距为0.6～1.0 m；锚索直径为17.8 mm，长度为5～6 m，单排间距3 m。

根据组合梁支护理论，锚杆长度应满足

L≥L1+L2+L3

(1)

式中，L为锚杆总长度，m；L1为锚杆外露长度，m；L2为锚杆有效长度，m；L3为锚杆锚固长度，m。

针对30101-1工作面回采巷道围岩特点，采用锚索进行加强支护，锚索长度为

La=La1+La2+La3

(2)

式中，La为锚索长度，m；La1为锚索外露长度，m；La2为锚索有效长度，m；La3为锚索锚固长度，m。

通过对锚杆、锚索长度理论计算，得出锚杆、锚索长度分别为2.2 m、6 m。根据工程类比、理论计算的结果综合分析提出了3种锚、网、索联合支护方案作为比较方案，具体方案参数见表2。

表2 回采巷道支护方案参数Table 2 Parameters of mining roadway support scheme 单位：mm

2.2 支护方案模拟

2.2.1 数值模型

为进一步验证上述孤岛工作面回采巷道3种支护方案设计的有效性，针对南梁煤矿3-1号煤层30101-1工作面回采巷道地质条件、力学参数以及巷道断面设计尺寸，使用FLAC3D软件建立数值计算力学模型，模型为300 m×300 m×100 m(长×宽×高)，巷道沿Y轴方向开挖，采用Mohr-Coulomb本构模型，分别对3种支护方案进行模拟，分析各方案距离工作面50 m处回采巷道垂直位移，塑性区，垂直应力的变化规律，提出最优方案。

2.2.2 垂直位移模拟结果分析

图2为回采巷道垂直位移云图。方案A顶板最大下沉量为74 mm，方案B为157 mm，方案C为220 mm；方案A与B在锚索两侧均出现了垂直位移增大现象，方案A锚索两侧垂直位移为60 mm，方案B为120～140 mm，而方案C不仅在锚索两侧出现垂直位移增大现象，垂直位移量为200 mm，同时在锚索端部出现了50～75 mm的较大位移变化。通过对3种支护方案垂直位移量的分析，方案A相较于方案B和方案C能较好地控制巷道顶板移近量，更有利于巷道围岩变形的控制。

图2 回采巷道垂直位移云图Fig.2 Vertical displacement cloud chart of mining roadway

2.2.3 塑性区模拟结果分析

图3为回采巷道塑性区分布图。方案A巷道顶板中部塑性最大范围为1 m，巷道帮角塑性区最大范围为0.5 m，巷道帮部及以下塑性区范围为0.5 m；方案B巷道顶板中部塑性区最大范围为1.5 m，巷道帮角塑性区范围为1～1.5 m，帮部中部及以下塑性区范围为0.5 m；方案B巷道顶板中部塑性区最大范围为2 m，巷道帮角塑性区范围为1～1.5 m，巷道帮部及以下最大塑性区范围为0.5 m。通过对3种方案巷道顶板、帮角及帮部塑性区的最大塑性区及塑性区范围进行比较，方案A回采巷道围岩塑性区范围得到有效控制。

图3 回采巷道塑性区分布Fig.3 Distribution of plastic zone in mining roadway

2.2.4 垂直应力模拟结果分析

图4为回采巷道垂直应力云图。方案A中最大垂直应力位于巷道顶板中部为6.89 MPa，最大垂直应力范围小于0.5 m，锚索锚固段出现应力降低区，其位于直接顶与基本顶接触面位置；方案B最大垂直应力位于巷道顶板中部为6.87 MPa，最大垂直应力范围与原方案变化不大；而方案C最大垂直应力位于巷道顶板中部靠上为6.64 MPa，最大垂直应力范围小于0.2 m，相较于原方案与方案A，最大垂直应力范围最小，锚索锚固段下部和上部出现了垂直应力增大区域，锚索受力大于前2种方案。通过对以上3种方案巷道围岩垂直应力进行比较，3种方案的最大垂直应力变化不大，方案B锚索出现底应力区，对直接顶支护效果不佳，方案B锚索受力较大，综合分析方案A较为适合。

图4 回采巷道垂直应力云图Fig.4 Vertical stress cloud chart of mining roadway

通过对3种支护方案垂直位移、塑性区范围、垂直应力进行分析比较，方案A能较好地满足回采巷道在生产过程中的要求。

3 工程实践

南梁煤矿30101-1孤岛工作面回采巷道掘进期间，根据监测区锚杆(索)受力监测结果，得到压力监测曲线如图5(a)所示。锚杆在28 d内受力显著增大，最大为14.5 MPa，28～35 d内，锚杆压力增加较为缓和；35 d后锚杆受力不再发生明显变化，表明锚杆对顶板的支护是有效的。由图5(b)可见，锚索在35 d内受力增大，最大为36.7 MPa，35～42 d内锚索受力变化不大，42 d以后未出现新的明显变化，锚杆、锚索受力值在允许的受力范围内。

图5 监测区锚杆(索)受力监测结果分析Fig.5 Stress results of anchor bolt(cable)in monitoring area

工作面回采期间，回采巷道各测点顶底板最大移近量为95 mm，两帮最大移近量为500 mm，工作面机尾超前0～25 m为工作面超前矿压显现区域，主要表现为工作面超前回采侧巷道局部片帮，最大片帮深度为390 mm，片帮位置主要为巷道中下部，巷道围岩移近量均在允许范围内。

通过上述对各测点锚杆、锚索受力及巷道围岩移近量的分析可知，锚杆(索)受力均大于其初锚力，对顶板有较大的支护作用，围岩移近量变化较为稳定，该支护方案支护效果良好，能够满足现场安全生产需求。

4 结论

(1)通过采用工程类别和理论计算的方法，提出了锚、索、网联合支护的3种比较方案，通过数值模拟比较方案分析表明，回采巷道支护参数锚杆为MSGLW-335/φ20 mm×2 200 mm，顶板间排距采用900 mm×1 000 mm，两帮间排距900 mm×1 000 mm，锚索参数为φ17.8 mm×6 000 mm，单排锚索布置排距为3 000 mm，为最佳方案。

(2)现场工业试验表明，最佳支护方案A在30101-1工作面回采过程中巷道围岩变形量较小，有利于巷道稳定，该支护方案能较好地满足工作面安全生产要求。

(3)实际开采过程中超前支护范围0～25 m内实体煤一侧巷道帮部的局部仍有小面积片帮，建议对超前支护范围内实体煤一侧巷道帮部进行局部加强，预防片帮进一步发展。