郭志敏

（大同煤礦集團同生樹兒里煤業(yè)有限公司，山西 大同 037000）

同生樹兒里煤業(yè)在綜放劇烈采動環(huán)境下，支承壓力影響范圍內運輸巷道出現(xiàn)了煤頂嚴重破碎且網兜撕裂漏冒、兩幫碎裂大量擠出，常出現(xiàn)輸送機端頭設備處無行人空間，直接影響安全生產。針對該平巷支護難題，基于綜放回采巷道變形破壞的新特點，針對性地提出綜放厚煤頂回采巷道圍巖支護優(yōu)化方案，現(xiàn)場試驗表明，優(yōu)化后的支護方案對巷道圍巖變形控制效果較好。

1 工程概況

樹兒里礦現(xiàn)主采3號煤層，平均埋深183m，煤層厚度9.3～13.1m，平均厚度11.2m。煤體硬度f=1.1，傾角平均2°，密度1.449/cm3。8105工作面一次采高3.3m，放煤7.9m，屬于大型綜放工作面。工作面軌道順槽為矩形，寬×高=4.6m×3.3m，該巷道頂部尚有7.9m左右煤層。直接頂為厚度2.25m砂質頁巖；復合基本頂，由下到上依次為1.48m的粗砂巖、1.74m的細砂巖、1.63m的中砂巖和1.84m的粉砂巖。

2 厚煤頂回采巷道變形破壞特征

2.1 回采巷道原有支護方案

8105綜放面軌道順槽原有支護方案斷面圖如圖1所示。頂板布置5根Ф20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂板采用Ф17.8mm ×9300mm的鋼絞線錨索，軸向數量呈2-1-2方式布置，間距1500mm，排距3000mm。圍巖其余支護參數如圖1所示。

圖1 原有巷道支護斷面圖（單位：mm）

2.2 回采巷道變形破壞特征

經過井下觀測發(fā)現(xiàn)，8105工作面前方150m范圍內巷道變形破壞嚴重，具有支護效果評價代表性，由此區(qū)域可歸納出8105工作面軌道順槽原有支護方案段變形破壞顯現(xiàn)特征如下：

（1）巷道兩幫煤體破碎擠出嚴重。前方150m范圍內巷道變形極其嚴重，實體煤幫的下部煤體破碎擠出，擠出量約為200～300mm。上區(qū)段采空區(qū)側煤柱幫破壞較實體煤幫嚴重，煤柱中下部煤體多破碎擠出300～800mm的網兜，大面積區(qū)域網兜從中下部開裂致使碎裂煤塊流出，局部錨桿體懸露支護失效。

（2）支承壓力范圍內頂板漏冒嚴重。煤頂呈現(xiàn)非對稱破壞，煤柱側破壞嚴重，多處網兜開裂煤體流出，些許錨索懸露。橫向錨索之間煤頂開裂破碎較嚴重。局部下沉量達300～500mm。

（3）巷道斷面橫向收斂量大。巷道兩煤幫收斂量大，導致巷道斷面橫向尺寸收窄，收窄后巷道斷面寬度3.5～4m。輸送機端頭設備與煤幫的距離局部小于150mm，行人極困難甚至無法通行，超前作業(yè)受到極大影響。

3 巷道破壞機制及支護優(yōu)化方案

3.1 回采巷道變形破壞機制

通過分析8105綜放面軌道順槽地質生產條件、巷道圍巖特征及原有支護體等情況，得出其圍巖變形破壞顯現(xiàn)主要原因是：

（1）特厚煤頂大跨度地質生產條件。平巷煤頂較厚，平均7.9m，局部地區(qū)甚至達8.9m。特厚煤頂板屬于軟弱不穩(wěn)定型頂板，掘進揭露短時間內易出現(xiàn)微裂隙貫通破碎，且頂板破壞深度較常規(guī)煤巷高，若支護方案維護不合理，破碎深度繼續(xù)發(fā)展和煤體深部發(fā)生離層，極易發(fā)生冒頂。原有支護方式段局部區(qū)域發(fā)生了冒高為2m左右的冒頂現(xiàn)象。

（2）大型綜放面劇烈采動影響。工作面綜放一次采出10m左右，開采強度和空間大，覆巖波及范圍廣，隨著工作面的推進，覆巖較常規(guī)綜放面運動劇烈，距工作面200m左右的巷道應力集中程度高，巷道破壞范圍大。

（3）支護結構支護效能低。結合巷道煤層頂板賦存關系和圖1發(fā)現(xiàn)，原有支護方案的頂板錨索錨固在深部穩(wěn)定巖層部分較短，煤層變厚區(qū)域錨固在煤體內，錨固力小，頂板徑向支護作用弱。巷道實體煤幫底角未提供錨桿支護，人為造成支護缺陷，煤體積聚的能量由此支護薄弱點釋放，導致煤體易從此破碎擠出。相關實踐表明，采空區(qū)煤柱側是巷道控制的重點，對特厚劇烈采動煤層更應加強支護。工程類比發(fā)現(xiàn)，采空區(qū)側煤幫錨桿支護密度較低，導致煤柱幫破壞嚴重形成網兜。

綜上分析知，8105綜放巷道厚煤頂條件差，支護結構支護不均，未形成支護一體化，錨固力低，劇烈采動影響支護結構效果更差，有待優(yōu)化。

3.2 回采巷道支護優(yōu)化方案

基于圍巖破壞特點提出徑向與切向共同支護頂板和強化兩幫（尤其是煤柱幫）的預應力桁架錨索與錨桿（索）網支護優(yōu)化方案，如圖2所示。

圖2 支護優(yōu)化方案斷面圖（單位：mm）

3.2.1 巷道頂板優(yōu)化方案

巷道厚煤頂易破碎，加之跨度增大，破壞深度增加，因此厚煤頂的控制不僅需要提供強有力的徑向作用，而且還應提供切向作用。因此選擇預應力桁架錨索，提出錨桿、高預緊力桁架錨索與單體錨索平行布置的頂板支護方式。錨桿采用Ф20mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距1000mm，角錨桿與鉛垂線夾角15°，其余錨桿垂直頂板布置。選取Ф17.8mm ×10300mm桁架錨索與Ф17.8mm×10300mm單體錨索間隔組合支護。其中，桁架錨索孔口距×排距=2100mm×8000mm，單體錨索排距為2000mm，斷面2根單體錨索間距為2000mm，單根錨索布置頂板中部。

3.2.2 巷道強幫優(yōu)化方案

（1）回采巷道實體煤幫優(yōu)化方案。針對實體煤幫原有支護缺陷，提出幫煤底角補打錨桿優(yōu)化方案，增大錨桿直徑，提高支護密度，改善煤幫支護強度，劇烈采動時促使能量轉移，使支護體載荷均勻化。實體煤幫采用Ф20mm×2000mm玻璃鋼錨桿，每排3根，錨桿間排距均為1000mm，附件選用高強塑料網護幫，其余參數如圖2所示。

（2）煤柱幫優(yōu)化方案。大量相關研究表明，采空區(qū)側煤柱是巷道穩(wěn)定控制的關鍵，針對綜放劇烈采動煤巷提出了強幫優(yōu)化方案，煤柱幫Ф18mm× 2000mm的圓鋼錨桿支護，每排4根，排距為750mm×1000mm，8號菱形金屬網護幫，其余參數如圖2所示。

4 工業(yè)性試驗評價

8105綜放面回采期間，在采用了優(yōu)化支護方案控制的軌道順槽區(qū)段布置測站，對該巷道圍巖表面位移進行實時監(jiān)測，監(jiān)測過程如圖3所示。

圖3 5105軌道順槽表面位移變化曲線

從圖3中可以看到，采動影響范圍內，頂板最大下沉量為180.4mm，底板底鼓量變化不明顯，最大鼓出量為45.2mm，巷道兩幫最大收斂量為226.1mm，均在安全范圍之內，滿足了通風、行人等需要。

5 結論

（1）從地質生產條件和支護結構方面分析回采巷道變形破壞特征，得出大跨度特厚煤頂、劇烈采動作用和支護結構支護效能低綜合作用是導致回采巷道變形破壞的主要原因。

（2）根據厚煤頂圍巖破壞特點，基于支護一體化思路，確定雙重作用的高預應力桁架錨索、強力徑向單體錨索、煤幫補打錨桿綜合互補控制的支護優(yōu)化方案，可以控制回采巷道圍巖的變形。

（3）對同生樹兒里煤業(yè)8105綜放面軌道順槽進行支護方式的優(yōu)化后，圍巖表面位移檢測結果表明，巷道頂板最大下沉量、兩幫最大收斂值、底板最大鼓出量均在安全范圍之內，實現(xiàn)了厚煤頂回采巷道穩(wěn)定性控制。