深井厚煤层沿空巷道超前支护设计优化

秦士伦

（山东济矿鲁能煤电有限公司阳城煤矿，山东 济宁 272502）

控制工作面回采巷道大变形的关键在于控制住超前支护范围内巷道的变形，对于回采工作面超前支护设计，国内外学者提供了很多成熟的方案[1-6]。但以上方案，大多数是针对浅埋煤层或者中厚煤层下的实体煤巷道，深井厚煤层综放面沿空巷道超前支护设计还需要进一步设计与优化。

1 工程概况

阳城煤矿综放工作面开采3#煤层，埋深750 m，煤均厚7.5 m，工作面布置图如图1。轨道顺槽为沿空掘巷，小煤柱宽度为6 m，断面为矩形，岩性为全煤，B净=4.5 m，H净=3.5 m。

图1 工作面布置图（m）

2 超前支承压力分布规律

在轨道顺槽内超前采面60 m的位置安装了三个钻孔应力计，间距3 m，孔深9 m，如图1。钻孔应力计监测结果如图2，由图2可知，超前采面50 m时钻孔应力值开始升高，说明采面前方50 m为采动影响范围，也是需要超前支护的范围；钻孔应力在超前采面20 m位置出现拐点，即走向支承压力峰值在超前采面20 m的位置出现，说明工作面前方20 m范围内受采动影响最大，需要加强支护。

图2 工作面走向支承压力分布特征

3 巷内支护体力学分析

在确定好超前支护范围后，对巷内支护体的支护阻力进行计算。根据上覆岩层运动特征，随工作面推采，直接顶一部分垮落成矸石遗留在上工作面的采空区内，另一部分形成悬臂岩梁Ⅰ，由煤体和小煤柱共同支撑；基本顶断裂形成三块铰接岩梁，主要岩梁Ⅱ对巷道形成动压，影响巷道变形。煤体、小煤柱、支护体和矸石共同承载岩梁Ⅰ和Ⅱ的重量，保持巷道的稳定性，其力学结构模型如图3。

图3 沿空巷道支护体受力力学结构模型

建立竖直方向力学平衡方程：

式中：σ1为实体煤对上覆岩层的支护强度，MPa；X1为实体煤破碎区宽度，m；σ2为小煤柱的有效支护强度，MPa；X2为煤柱宽度，m；σ3为矸石对岩梁Ⅱ末端的支护强度，MPa；X3为岩梁Ⅱ触矸长度，m；Q1为巷内每米支护体对上覆岩层的支护阻力，kN；γS为顶煤容重，kN/m3；mS为顶煤厚度，m；γZ为岩梁Ⅰ容重，kN/m3；mZ为岩梁Ⅰ厚度，m；γE为岩梁Ⅱ容重，kN/m3；mE为岩梁Ⅱ厚度，m；LE为岩梁Ⅱ长度，m；θ为岩梁Ⅱ回转角，（°）。每米支护体对上覆岩层的支护阻力：

已知：γS=23 kN/m3，γZ=γE=25 kN/m3，B=4.5 m，X2=6.0 m，mS=6 m，mZ=27 m，mE=24 m，LE=23 m，X3=6 m，未知X1、σ1、σ2、σ3。

而巷帮煤体松动区宽度由下式求得[7]：

其中：

式中：M为开采厚度，4 m；C为煤的黏结力，5.16 MPa；f为煤层内摩擦因数，f=tan26°；K=1.5，应力集中系数；H为埋深，840 m；γ为上覆岩层容重，25 kN/m3。带入公式（2）、（3）可得X1=2.5 m。

由室内试验获得3#煤层煤样的单轴抗压强度为16.8 MPa，由于破碎区煤体承载能力下降，取煤体强度σ1=4.7 MPa，小煤柱只有中间还残存承载能力，取小煤柱的有效支护强度σ2=2 MPa。

根据Salamon的破碎岩体压实理论，垮落带岩体的应力－应变关系：

式中：E0为矸石的初始弹性模量，MPa；ε为当前垂直应变；εm为最大垂直应变。

式中：b为矸石碎胀系数，取1.35。

设初始碎胀系数为1.45，矸石残余碎胀系数为1.2，则岩梁Ⅱ末端矸石的应变ε=（1.45-1.2）/1.45=0.17，最 大 垂 直 应 变εm=（1.35-1）/1.35=0.26。再将E0=2.2带入式（5）可得岩梁Ⅱ末端矸石的支撑强度σ3=1.07 MPa。

将以上各个参数代入，可得巷内每米支护体的支护阻力Q1=1904 kN。

4 超前支护参数设计

由单元支架参数（每架4000 kN，每架两柱，顶梁1.8 m×0.5 m），可得：巷道内每米单元支架提供的支护阻力为4000/1.8=2222 kN，大于Q1，因此巷内布置一排单元支架即可。但为了均衡巷内支护力，在对侧布置一排单体支柱，排距1.0 m，如图4。

图4 正常地段超前支护断面图（mm）

5 加强支护参数设计

在采面前方20 m范围内沿空巷道受采动影响最大，因此需加强巷内支护强度，考虑安全系数为K，则巷内支护体的支护阻力为：

K取1.5，得Q2=2428 kN/m。已 知 一 架单元支架和一排单体支柱提供的支护阻力为2222+180=2402 kN＜2428 kN，一架单元支架和两排单体支柱提供的支护阻力为2222+180×2=2582 kN＞2410 kN，因此，加强支护地段需一架单元支架和两排单体支柱才能满足巷内支护需求。

6 结论

深井厚煤层综放面沿空巷道的变形较大，尤其是受采动影响范围内的变形很难控制，以往为了正常推进，不得不多次扩帮，增加开采成本，影响生产进度。本文结合超前支承压力分布规律和支护体受力特征，确定了加强支护和超前支护范围，计算了巷内支护体的支护阻力，设计了支护参数，为控制巷道大变形、避免巷道多次扩帮提供了科学依据。