B050303 边角煤回采巷道的布置及支护方式

边角煤回采巷道的布置及支护方式

王永志

【晋城煤业（集团）公司凤凰山煤矿】

摘要以凤凰山矿2313小块段（上）工作面为例，介绍边角煤回采过程中巷道的布臵及支护方式，对老区三矿回收残留资源有重要的指导意义。

关键词边角煤巷道布臵支护形式

截止2004年6月，凤凰山矿3#煤正规工作面储量仅剩100万t，到2004年末即可采完，面临着井下优势煤资源枯竭的窘境。同时矿井仍有较大的9#煤储量，约1677万t，但因硫份较高而单独开采不经济。因此，为提高3#煤优势资源的回收率，延长矿井寿命，回收边角3#煤就成为矿山的一项重点工作。但边角煤周边都是已经回采过的采空区，其回采受到条件限制。煤（岩）体破碎、矿山压力显现剧烈，巷道经常在开掘后不久即顶底板、两帮移近量异常增大，致使巷道断面严重缩小，并容易发生顶板局部冒落、巷道片帮等现象，甚至整条巷道全部压垮。因此，合理进行巷道布臵和支护选型对边角煤柱回采具有很大影响。凤凰山矿2313东小段（上）工作面采用留小煤柱沿空掘巷，既达到回收煤柱的目的，又避开峰值压力区，有利于巷道的掘进和维护。在支护设计中，经多种方案比较，最终采用锚、棚联合支护。这种支护形式充分利用了棚式支护和锚杆支护的优点，保证了安全生产，为残留煤柱回采工作面巷道的布臵和支护设计开辟了一条新的途径。

1 工作面概况

1.1 工作面地质概况

2313东小块工作面回收的煤柱走向长435m，倾向宽54m。其内有一个背斜和一个向斜，背斜轴部距停采线50m，轴向NE，向NE倾斜，两翼倾角0～2°；向斜轴距停采线420～430m，轴向SN，向SN仰起，两翼倾角2～11°。煤层平均厚度5.6m，上分层开采平均厚度2.7m。老顶为细砂岩，厚3.36m，直接顶为砂质泥岩，厚3.58m；直接底为砂质泥岩，厚2.99m，老底为白砂岩，厚1.66m。

1.2 工作面四周采掘情况

2313小块工作面工作面东为2307工作面（已采）、南为2116巷道（已掘）、西为2313工作面（已采）、北为小窑拦截巷（已进行仓房开采），在工作面中部煤层下是2107大巷的后半段（已掘）。

2 回采巷道布置方式的选择

2.1 工作面矿压显现规律

由于本工作面所回收的煤柱较小，而且四周煤层都已回采或开掘，根据矿山压力显现机理，在煤体边缘向煤体深部可分为卸载带、支承压力带和原岩应力带三个不同的矿压显现带，如图1所示。

（Ⅰ—卸载带Ⅱ—支承压力带Ⅲ—原岩应力带 lmax—压力峰值位置）

图1 矿压显现带分布图

除此之外，本工作面受相邻的3个采空区所形成的支承压力可能在某些地方互相叠加。形成较大的叠加支承压力，因此，在三次采动压力的作用下，煤岩体的完整性已部分破坏，或在煤岩层中形成集中应力。同时，煤岩体在经受三次采动影响后会重新进入相对稳定的阶段。而工作面顺槽的开掘会再次打破这种相对稳定状态，引起压力的重新分布。这表现为巷道顶帮压力增大、顶板破碎、片帮加剧和底臌明显，使巷道的掘进和维护难度很大。

2.2 巷道布置方式的选择

根据凤凰山多年积累的经验，一般情况下在3#煤层中回采工作面顺槽布臵在距相邻采空区20～30m处，就可避开支承压力带。但由于该煤柱只有58m，因此在回收煤柱的工作面无法采取这种布臵方式。

根据图1中支承压力的分布规律可知，与采空区相邻的煤柱区段内存在一个比原岩压力低的区段即卸载带。当回采工作面采过相当长的时间以后，这个卸载带仍旧比较稳定并长期存在。所以，在这个区段内掘进和维护巷道可以减轻巷道受压，容易维护。

完全沿空掘进的优点是巷道在煤体边缘的应力降低区内掘进，因而巷道受压不大，有利于维护。但在相邻工作面回采时，未综合考虑此煤柱的回收，未在巷道废弃前在煤体侧面预挂挡矸帘或预注泥浆，造成巷道在掘进过程中采空区的积水、瓦斯和冒落的矸石容易进入沿空巷道，造成施工困难，安全难以保证。因此，这种方式不是最佳选择。

留小煤柱掘巷。2313东小块段工作面的进风和回风巷道分别与2313（上）回风巷和2307（上）回风巷相距5m，这5m即留作煤柱。这种巷道布臵方式既可利用小煤柱挡矸石和防止采空区积水和瓦斯进入巷道，又可避开顶板压力的峰值，是该工作面回采巷道布臵的理想方法，如图2所示。

图2 巷道布置示意图

3 巷道支护方式的选择

3.1 梯形金属棚支护

棚式支护是一种被动支护方式，即利用支架被动支承围岩的压力，达到支护的目的，而且煤体由于受到多次采动影响，本身已是应力集中区，且围岩已存在不同程度的变形和松动，使支架受力增大，容易发生失稳，引起冒顶或片帮。边角煤回采巷道如果采用这种方式，不仅不能为顶板提供足够的支撑力，而且会因巷帮臌出造成棚腿扭曲进而失去支撑作用。因此

边角煤回采巷道不适于采用棚式支护。

3.2 锚杆支护

锚杆支护是一种主动支护方式。采用锚杆支护的巷道，当围岩内存在节理、层理和裂隙等构造时，岩体松软、破碎，围岩的强度一般比较低，锚杆的预紧力能使围岩自承力得到较大程度的提高。但块段煤体受到三次支承力的作用后，锚杆只能锚固次生承载层而不能伸入稳定岩层，在巷道开掘较长时间后，不能形成有效支护。

3.3 锚、棚联合支护

锚、棚联合支护可充分发挥锚杆支护和棚式支护各自的优点。锚杆支护作为一次支护能够提高围岩的自承能力，对围岩初期位移给予一定的限制，形成一个次承截层。但由于工作面煤岩受多次采动压力的影响，围岩已离层，一次支护并不能使“支架—围岩”系统达到力学平衡。因此，在一次支护后围岩必然（而且也允许它）产生一定的变形，以便继续释放出一些能量。在围岩变形和能量释放到一定程度后再架设梯形金属棚进行二次支护，就能获得理想的支护效果。

通过对此上三种支护方式的比较，可见第三种支护方式能够达到2313小块段（上）工作面的支护要求。

4 支护设计

4.1 锚杆支护设计

4.1.1 顶板支护

顶板采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径为20mm、长2000mm，杆尾螺纹为M22。锚杆间排距为1200×700（mm）。顶板两侧肩窝处的两根锚杆分别与垂线呈30°角向巷帮倾斜，其余锚杆均垂直于顶板安装。锚杆用K2335型和Z2360型树脂锚固剂卷各一卷锚固。托板采用拱形高强度托板。

4.1.2 巷帮支护

两帮采用竹锚杆，排距为700mm，每排2根。

4.2 金属棚支护设计

棚梁采用11#工字钢梁，腿为U25可缩性金属棚腿，棚距700mm。

锚、棚联合支护断面如图3所示。

图3 联合支护断面示意图

5 支护效果分析

5.1 支护效果分析

2309西小块（上）工作面与本工作面地质条件相似，进风、回风巷道分别距两侧采空