特厚煤层综放面强采动巷道围岩控制技术研究

梁 超

（霍州煤电集团吕临能化有限公司庞庞塔煤矿，山西 吕梁 033200）

1 工程概况

霍州煤电集团庞庞塔煤矿9#煤层上距5#煤层40.90～56.15 m，平均50.63 m，煤层赋存稳定，结构复杂，含1～2 层夹矸，平均煤厚为11.8 m，煤层结 构 为4.5（0.3）1.8（0.3）2.8（0.7）1.40。9-301工作面呈一单斜构造，倾向为东西向，走向为南北向；煤层倾角12°～36°，平均24°。9-301 工作面北部为西区暗斜井系统，南部为井田边界，西部为正在回采的9-103 工作面，东部为9-700 工作面。各回采工作面巷道沿煤层底板布置，机采高度3.2 m，放煤厚度8.6 m，一采一放，采用单轮顺序放煤方式，采放比1:2.69。巷道掘巷支护方式为锚网索，超前支护方式为木垛配合单体液压支柱。工作面回采期间巷道表现为变形大、来压强烈、超前支护困难，超前支护阻力低、安装工序困难、耗时长，影响综放推进速度和效率。为保障9-301 工作面的安全高效生产，需对其巷道围岩控制技术展开研究。

2 回采巷道支护现状及矿压特征

2.1 回采巷道掘巷支护及超前支护措施

9#煤三采区采用双翼布置，9-301工作面和9-103工作面均布置在采区右翼，区段煤柱宽度为20 m。9-103 运输顺槽与9-301 运输顺槽掘巷断面、地质条件、应力环境相似，掘巷阶段均采用锚网索支护，断面宽×高=5.4 m×3.7 m。支护参数：顶部选用Ф22 mm×2500 mm 左旋螺纹钢高强锚杆，帮部选用Ф22 mm×2000 mm 左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间距900 mm、排距900 mm；顶部每2.7 m 布置一组Ф17.8 mm×8300 mm 锚索，一组三根。9-103 工作面回采期间，两侧回采巷道采用单体柱配合木垛进行补强支护，单体柱和木垛的布置根据顶板变形实际情况，变形较严重区域采用单体柱，变形异常严重区域采用木垛。

2.2 强采动巷道矿压特征

根据对9-103 运输顺槽变形特征的调研统计结果，经过数据处理得到采动期间矿压特征。巷道支护结构的典型破坏特征分布如图1（a），顶板锚索载荷的变化规律如图1（b）。巷道的强采动特征主要表现为：1）变形破坏范围大。一次采动影响后，在二次采动影响下，在调研的450 m 长度范围内，多处出现锚杆破断失效、钢带局部撕裂、锚索失效或松动等问题，巷道变形网兜现象严重，煤柱帮鼓帮严重，底板多处出现大裂缝，局部出现侧翻现象。整体来说，巷道矿压显现特征明显，支护结构破坏范围大。2）瞬时强载荷特征。9-103 工作面回采期间，9-103 运输顺槽内发生了4 次剧烈的来压现象，单体柱折损约700 根，木材料损失约2000 m3，超前支护材料折损严重。3）应力波动剧烈。本工作面开采期间，巷道围岩内超前支承压力波动较大，顶板中部和肩角锚索载荷均超过320 kN，超出锚索的屈服载荷，引发支护结构的失效及围岩大变形。

图1 9-103 运输顺槽矿压特征

2.3 现有支护存在的问题分析

根据9-103 运输顺槽矿压特征，总结其现有围岩控制方案主要存在以下问题：1）主动支护结构无让压功能，来压期间支护结构破坏明显。2）超前支护方式存在支护工序繁琐、适应性差、支护强度低等问题。采用单体柱与木垛配合的支护能力整体性、协调性差，木垛支护工序繁琐、施工效率低、初撑力低，影响超前支护的强度和刚度。顶板下沉时，木垛支承效果差，易发生歪斜扭曲，支护效果差。单体液压支柱稳定性差，受到水平方向的分力影响时，易折断、弯曲变形、倾斜。整体而言，庞庞塔矿强采动影响巷道急需一套支护强度高、稳定性好、工艺简单、低成本的围岩控制措施。

3 非对称强力支护技术设计

急增阻抗高偏载强力支柱具有安装简便、支撑强度高、适应性强、成本低等优点[1-2]，其组成结构如图2（a）所示，受到外部载荷影响时可快速响应、急增阻，抗偏载性能强。设计采用该支护进行庞庞塔矿强采动巷道的超前支护。为研究强力支柱对强采动巷道的围岩控制效果，基于9-301 运输顺槽支护现状和地质条件，构建特厚煤层综放面强采动巷道支护模型。应用FLAC3D软件进行模型的创建，遵循莫尔-库仑（Mohr-Coulomb）屈服准则[3-4]，三维数值模型如图2（c）所示。埋深510 m，原岩应力为12.25 MPa，巷道掘巷期间采用锚网索支护，本工作面回采期间增设强力支护补强支护，支柱布置在距煤柱侧帮0.9 m 处，间距0.9 m，所建支护后的巷道模型如图2（b）所示。

图2 支护方案及数值模型

监测无补强支护及强力支柱补强支护两个方案条件下超前本工作面20 m 处巷道表面变形数据如图3。无补强支护条件下，顶板中部发生剧烈的下沉，两帮中部出现剧烈的内移，顶板、区段煤柱帮、回采煤帮最大变形量分别为1.52 m、0.62 m、0.57 m，围岩变形严重；在采用急增阻抗高偏载强力支柱进行补强支护后，巷道表面变形明显变得平缓，顶板最大下沉量减小为0.49 m，降幅67.8%；区段煤柱帮、回采煤帮最大变形量分别为0.16 m、0.14 m，降幅分别为74.2%、75.4%。围岩变形量较无超前支护时显著降低，说明强力支柱超前支护效果良好。

图3 补强支护前后表面变形特征

4 应用效果分析

4.1 9-301 运输顺槽围岩控制方案

结合9-103运输顺槽矿压特征及支护方案问题，进行9-301 运输顺槽掘巷支护和超前支护方案的优化设计，如图4。顶部选用Ф22 mm×2500 mm 螺纹钢锚杆，帮部选用Ф22 mm×2000 mm 螺纹钢锚杆，间距900 mm、排距800 mm，锚杆增加耦合让均压装置；顶部每1.6 m 布置一组Ф21.8 mm 锚索，一组五根，中部三根长8.3 m，配套安装让压管，两侧肩角处长4.3 m，配套安装0.6 m 短节工字钢；底板加铺混凝土，厚200 mm。本工作面回采阶段安装急增阻抗高偏载强力支柱进行超前支护，支护长度约为工作面前方180 m 范围。

图4 9-301 运输顺槽围岩控制方案（mm）

4.2 应用效果分析

9-301 运输顺槽采用上述方案掘进期间，巷道断面平整、稳定，无明显的变形破坏。在本工作面回采阶段，围岩变形监测结果如图5。

图5 应用阶段矿压监测结果

分析可知，巷道围岩变形主要集中在工作面前方150 m 范围内，顶板最大下沉量334 mm，两帮最大移近量215 mm，整体变形量在允许范围内，强力支柱稳定性良好，无歪斜、弯折、钻底等问题。整体而言，有效控制强采动巷道围岩的破坏和大变形。

5 结语

以庞庞塔矿9-301 运输顺槽为例，探究更为有效的特厚煤层强采动巷道围岩支护措施，综合运用矿压监测、数值模拟等方法，研究结果如下：

1）强采动巷道矿压特征为变形破坏范围大、瞬时强载荷、应力波动剧烈，原支护方案存在无让压功能、强度低、适应性差、稳定性差、成本高等问题；

2）采用急增阻抗高偏载强力支柱进行超前支护，可显著降低本工作面采动影响下巷道表面变形量；

3）9-301 运输顺槽掘巷支护增设耦合让压装置，服务期间采用强力支柱进行超前支护，围岩变形量在允许范围内，支护结构稳定性、完整性良好，有效控制强采动巷道的变形破坏。