大断面全煤回采巷道支护优化

大断面全煤回采巷道支护优化
张科;王高峰
【摘要】郭庄煤矿3312工作面运输巷为大断面全煤巷道,采用秦巴列维奇理论,分析了全煤巷道围岩破坏特征.针对原有支护条件下,巷道失稳变形严重,通过对支护参数进行优化,最终巷道顶底板最大移近量为185.2 mm,两帮最大移近量为50.2 mm,对巷道围岩起到了良好的控制作用,满足了巷道安全使用要求.
【期刊名称】《煤》
【年(卷),期】2019(028)009
【总页数】4页(P21-24)
【关键词】全煤巷道;锚杆支护;围岩控制
【作者】张科;王高峰
【作者单位】潞安集团郭庄煤业公司,山西长治 046100;潞安集团郭庄煤业公司,山西长治 046100
【正文语种】中文
【中图分类】TD353
厚煤层占我国煤炭资源总赋存量的40%以上，在厚煤层资源的开采设计中，回采巷道一般沿煤层底板掘进，巷道的高度一般小于煤层厚度[1]。

该种巷道的顶板与两帮通常为煤层，当煤层的强度较低时，巷道围岩稳定性较差，巷道表面位移量较大，严重影响了巷道的安全使用[2]。

朱振平[3]基于三元中能煤业2302回风平巷
的工程实际，采用理论分析与FLAC3D数值模拟相结合的方法，对大断面破碎围
岩回采巷道受二次采动影响下的失稳机理进行了研究，提出了以增加支护强度为主要解决方法的围岩加固方案，并在实践中得以应用，取得了良好效果；王金华[4]
基于塔山矿的开采实际，运用数值模拟分析方法，针对影响全煤巷道稳定性的顶煤厚度、巷道布置、埋深以及锚杆锚索支护参数等因素，进行了围岩应力分布对比分析，得出了巷道应力与位移的分布规律，为全煤巷道支护提供了理论指导。

本文依托郭庄煤矿生产实际，在矿井原有支护失效的情况下。

采用秦巴列维奇理论，对巷道围岩失稳深度进行计算，并对锚杆、锚索的设计参数进行设计，经现场钻孔窥视与巷道表面位移监测，该种支护参数对巷道稳定产生了积极的控制作用，效果良好。

1 工程概况
郭庄煤矿3312综采放顶煤工作面开采3号煤层，煤层平均厚度6.14 m，倾角
2～8°，平均3°，该煤层赋存于二叠系山西组地层中下部，为陆相湖泊沉积，结合工作面范围内矿井3181号钻孔及工作面巷道揭露煤层结构情况，工作面回采范围内煤层厚度稳定，局部有1～2层块状夹矸，煤层普氏系数为0.7～0.9。

3312工
作面地面标高为+913.7～+941.7 m，井下标高﹢460～+500 m，工作面最大埋
深481.7 m，最小埋深413.7 m。

煤层直接顶粗粉砂岩，厚度平均3.01 m，普氏系数4～5；老顶为灰、灰白色中厚层状细粒砂岩，厚12.24 m，斜层理明显，裂
隙不发育，普氏系数7～8。

矿井坑透CT显示，工作面范围内未出现无线电波异
常区，说明该范围内无明显地质构造，无断层与陷落柱揭露，工作面地质条件与水文地质情况简单。

3312运输巷沿3号煤层底板掘进，设计长度1 150 m，巷道为矩形断面，净宽5.0 m，毛宽5.2 m，净高3.3 m，毛高3.4 m，净断面积16.5 m2，掘进断面积17.68 m2，为全煤巷道，主要担负3312工作面设备运输与工作面煤流运输以及
为输送工作面新鲜风流等任务。

2 大断面全煤回采巷道围岩破坏特征
由于3312工作面运输巷掘进高度为3.4 m，远远小于煤层厚度6.14 m，故巷道顶板存在厚达2.74 m的煤层，现场调研表明3号煤结构松散，强度较低，受到掘进扰动以及回采扰动后，极易形成散体结构，并随时垮落，对矿井的安全高效回采影响较大。

考虑到上述因素，利用秦巴列维奇理论建立巷道围岩破坏理论计算模型[5]，见图1。

图1 秦巴列维奇理论力学模型
由图1可知，巷道两帮受两侧压力，呈倒三角形垮落，巷道顶板受覆岩以及开采扰动压力，呈现类拱性垮落，故在进行巷道围岩破坏理论计算时，必须对两帮以及顶板的最大破坏深度b、h进行计算。

巷道两帮最大破坏深度b可根据式(1)、(2)计算[5]。

b=Htanθ
(1)
θ=π/4-φ/2
(2)
式中：H为巷道掘进高度，取3.4 m；θ为3号煤层塌陷角，(°)；φ为3号煤层内摩擦角，实验室测量为31°。

巷道顶板最大垮落高度h可根据式(3)计算[5]。

(3)
式中：a为巷道掘进宽度，取5.2 m；RC为3号煤层单轴抗压强度，实验室测量为8.2 MPa。

将相关数据带入公式可得，巷道两帮最大破坏深度b为1.58 m，巷道顶板最大垮
落高度h为5.1 m。

3 巷道原有支护形式及效果
3.1 巷道原有支护
3312工作面运输巷在掘进初期，认为巷道的稳定性的关键是对两帮围岩稳定的控制。

为有效保护巷道两帮的稳定性，在支护初始阶段就对巷道两帮进行了加强支护，巷道原有支护参数为：顶锚杆长度2 000 mm，直径为20 mm，间排距为1 125 mm×1 000 mm；帮锚杆长度1 800 mm，直径为20 mm，间排距为800
mm×1 000 mm；顶板锚索长度为6 400 mm，直径为21.8 mm，间排距为2 000 mm×2 000 mm。

巷道支护断面见图2。

图2 巷道支护断面(mm)
3.2 巷道原有支护效果
3312工作面运输巷掘进300 m后，出现围岩失稳，巷道变形量较大，在巷道变
形最大处进行了井下素描，见图3；在围岩较为稳定处，对顶板0～2 m进行了钻孔窥视，钻孔窥视结果，见图4。

图3 巷道变形轮廓线素描(mm)
由图3可知，巷道顶板最大下沉量867 mm，巷道底板最大鼓起量488 mm，总
体顶底板移近量为1 355 mm；巷道两帮最大移近量为710 mm。

巷道已经完全
无法使用，围岩完全失稳，严重威胁巷道内人员与机械设备的安全。

图4 巷道原有支护顶板0～2 m窥视
由图4可知，即使在巷道围岩较为稳定区域，巷道顶板0～2 m的煤层范围内，煤层极不稳定，裂隙较为发育，围岩稳定性较差。

综合前面研究，可见原有支护形式不能控制巷道围岩的稳定，无法满足巷道的安全高效使用，不利于矿井的安全生产。

4 巷道优化支护形式及效果
4.1 巷道优化支护形式确定
结合图3与图4可以发现，巷道支护强度总体偏低，造成了巷道围岩稳定性差，
巷道表面位移量大。

所以优化大断面全煤回采巷道的总体目标为增强巷道支护强度，控制巷道表面变形。

对巷道支护参数重新优化，增加锚杆以及锚索长度与密度，重新设计支护参数为：顶锚杆长度2 400 mm，直径为22 mm；帮锚杆长度2 400 mm，直径为22 mm；顶、帮锚杆间排距均为800 mm×800 mm；顶板锚索长
度为8 400 mm，直径为21.8 mm，间排距为2 000 mm×2 000 mm。

巷道支
护断面图见图5。

4.2 支护效果检测
为检测巷道支护效果，在3312工作面运输巷掘进完成后，进行了钻孔窥视，对巷道围岩状况进行了观测，见图6。

在3312工作面回采期间，对工作面前方巷道表面位移进行了监测，见图7。

由图6可以看出，巷道表面0～2 m范围之内，煤层整体性较好，未发现有明显的裂隙发育，锚杆、锚索对煤层起到了控制作用，该支护方式保障了巷道的安全高效使用。

由图7可以看出，巷道顶底板最大移近量为185.2 mm；两帮移近量最大为50.2 mm。

巷道变形量均在巷道安全使用范围之内。

由此可见，该种支护方式对郭庄矿3312工作面运输巷全煤巷道围岩稳定性起到了控制作用。

图5 巷道优化支护断面(mm)
图6 巷道表面0～2m钻孔窥视结果
图7 巷道表面位移随工作面推进变化
5 结语
针对3312工作面运输巷为大断面全煤巷道，采用秦巴列维奇理论，确定两帮最大片帮深度为1.58 m，巷道顶板最大垮落高度为5.1 m。

在原有支护参数下，巷道
顶底板移近量为1 355 mm，两帮最大移近量为710 mm，巷道围岩失稳。

通过
对支护参数优化后，巷道顶底板最大移近量为185.2 mm，两帮最大移近量为50.2 mm，满足了巷道安全使用要求，支护方案对巷道围岩起到了良好的控制作用。

参考文献:
【相关文献】
[1] 张震,方树林.厚煤层巷道沿底掘进围岩变形特征与支护技术研究[J].煤矿开采,2015,20(4):89-91，72.
[2] 单仁亮,鲍永生,原鸿鹄.厚顶煤巷道顶帮整体锚固支护体系研究与应用[J].煤炭科学技
术,2018,46(4):93-99.
[3] 朱振平.大采高大断面碎裂煤巷围岩稳定性控制对策研究[J].矿业研究与开发,2018,38(11):46-50.
[4] 王金华.全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析[J].煤炭学报,2012,37(1):1-7.
[5] 严红,何富连,王思贵.特大断面巷道软弱厚煤层顶板控制对策及安全评价[J].岩石力学与工程学报,2014,33(5):1 014-1 023.。