贾士耀

(神东煤炭集团生产管理部，陕西省榆林市，719315)

我国煤炭资源中厚煤层可采储量约占全国煤炭总量的43%，厚煤层实现安全、高效开采对我国煤炭工业发展具有重要意义[1]。厚煤层开采主要采取综放开采技术和大采高一次采全高综采技术，其中，综放开采技术存在资源回收率低，顶板管理难度大的特点[2]。近年来，随着我国井工煤矿开采技术迅速发展，大型采掘设备不断投入使用，5.5 m、6.3 m、7 m、8 m大采高综采工作面在神东矿区得到应用和推广[3]。为进一步解决特厚煤层安全高效开采问题，神东煤炭集团上湾煤矿于2018年3月在12401综采工作面开展了8.8 m超大采高开采试验，同时，为满足采掘、运输和通风需求，12401工作面辅运巷的断面尺寸设计宽度为5.4 m，高度为4.7 m，较常规巷道断面明显增大。因此，在保证安全、经济合理的前提下，确定合理的大断面巷道支护强度，对8.8 m超大采高开采技术推广应用具有重要意义。笔者基于12401综采工作面8.8 m超大采高开采实践，采用工程类比、理论计算、数值模拟和现场监测等综合研究手段[4-6]，对8.8 m超大采高综采面回采巷道合理支护强度进行了研究，确保巷道支护效果和工作面安全高效回采。

1 工程概况

1.1 工作面地质条件

神东煤炭集团上湾煤矿12401综采工作面埋深124～244 m，基岩厚度120～220 m，松散层厚度0～27 m；工作面范围内无较大断层和褶皱发育，煤层厚度稳定，煤层近水平。工作面伪顶为泥岩；直接顶为灰白色细粒砂岩；老顶为灰白色粉砂岩；直接底为黑灰色泥岩。工作面顶底板岩性特征见表1。

1.2 煤岩物理力学参数

煤岩的力学参数是巷道稳定性和锚杆支护合理参数确定的重要因素，为了给理论计算和计算机数值模拟分析提供准确可靠的岩石物理力学参数，对上湾煤矿1-2#煤层及其顶底板进行了岩石力学试验，测试获得的岩石力学参数见表2。

表1 工作面顶底板岩性特征表

表2 煤岩物理力学参数

2 12401工作面辅运巷支护设计

12401工作面辅运巷断面尺寸设计为5.4 m(宽)×4.7 m(高)，巷道沿煤层底板掘进，留顶煤，且将用作下一工作面的回风巷，具有断面大、围岩条件复杂、服务年限相对较长的特点，选用工程类比、理论计算与数值模拟相结合的方式合理分析确定支护参数[7-9]。

2.1 工程类比

根据上湾煤矿1-2#煤层情况、围岩性质、稳定性、基岩性质、厚度等情况及其支护经验，并巷道参照在神东矿区应用良好的7.0 m及8.0 m大采高回采巷道的支护方式及参数，设计8.8 m采高综采工作面主运巷的支护方式及参数，主要支护参数选取范围见表3。

2.2 理论计算

根据8.8 m大采高工作面的地质条件等情况，回采巷道的支护方式及参数设计如下：

(1)锚杆长度的计算：

L≥L1+L2+L3

(1)

式中：L——锚杆总长，m；

L1——锚杆外露长度，取决于锚杆类型与锚固方式，一般取0.1 m；

L2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c)，m；

L3——锚杆锚固长度，端部锚固一般取0.3～0.4 m。

围岩松动圈冒落高度如下：

(2)

式中：B——巷道宽度，m；

H——巷道高度，m；

f顶——顶板岩石普氏系数；

ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮=arctan(f顶)，(°)。

表3 采用工程类比确定辅运巷支护方式及参数

(2)每根锚杆悬吊岩体重量为：G=γL2a1b1，为保证顶板的稳定性，锚杆锚固力Q应能承担G的重量，通常情况下间排距相差不大，顶锚杆间排距的乘积应满足下式：

(3)

式中：Q——顶锚杆锚固力，kN；

a1——顶锚杆间距，m；

b1——顶锚杆排距，m；

γ——悬吊岩石容重，kN/m3；

K——安全系数，此处取2。

(3)锚杆直径的选择如下：

(4)

式中：h——锚杆承载岩体高度，此处取锚杆长度，m；

Δ——锚杆材料抗拉强度，此处取38 kN/m2。

(4)锚索长度应满足：

Lm=La+Lb+Lc+Ld

(5)

式中：Lm——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

Lb——悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板及锚具的厚度，m；

Ld——外露张拉长度，m。

此外，La还需满足：

(6)

式中：d1——为锚索直径，此处取17.8 mm；

fa——锚索抗拉强度，此处取1427.31 N/mm2；

fc——锚索与锚固剂的粘合强度，此处取10 N/mm2。

(5)锚索排距的计算如下：

(7)

式中：D——锚索排距，m；

B——巷道最大冒落宽度，m；

H——巷道最大冒落高度(取锚杆最大长度)，m；

F1——锚杆锚固力，kN；

F2——锚索极限承载力，kN；

θ——角锚杆与巷道顶板的夹角，此处取90°；

n——锚索排数，此处取1。

根据以上计算方法，计算得到12401辅运巷支护强度见表4。

回采巷道顶板支护采用ø 18 mm×2100 mm锚杆和ø 17.8 mm×6500 mm锚索，两帮支护采用ø 18 mm×1800 mm锚杆(正帮选用玻璃钢锚杆，规格为ø 27 mm×2400 mm)，根据巷道塑性区范围可知，设计的锚杆长度可满足巷道支护要求，支护设计断面如图1所示。

表4 锚杆(索)计算结果

图1 辅运巷支护设计方案图

3 支护方案验证

3.1 巷道围岩应力—变形规律

采用FLAC 3D数值模拟软件对辅运巷支护设计进行模拟验证，地层模型岩性及岩层厚度根据12401工作面回撤通道附近的R113钻孔柱状图设置。参考12401工作面煤岩力学试验结果设置模型中各岩层的力学参数，在模型中设置应力、位移监测点，用于记录运算过程中巷道围岩应力、位移变化趋势[10-13]。在模拟过程中将巷道掘出后进行锚杆、锚索支护，待全部支护完毕后再次进行平衡计算，锚杆、锚索布置命令采用内置Fish语言编写，根据工作面巷道设计支护参数设置模型中锚杆、锚索支护参数见表5。

表5 锚杆、锚索支护参数

模型建立后，巷道开挖及支护效果如图2所示。

图2 锚杆(索)支护效果图

巷道开掘并支护后的垂直应力分布如图3所示。

图3 垂直应力云图

由图3可知，围岩高应力区域位于巷道两帮煤体内部距巷帮1.3～2.2 m范围内，应力峰值为7.46 MPa，煤体处于受压状态。锚杆锚固端位于高垂直应力范围内，由于应力峰值小于煤体抗压强度，因此该区域煤体不会受压破坏，锚杆仍将发挥有效的锚固作用。

在巷道左帮设置垂直应力监测点，监测点距巷帮分别为0 m、1 m、2 m，监测点垂直应力曲线如图4所示。

由图4可知，随着计算时步的增加，巷道左帮1 m和2 m处垂直应力先是显著增加，随后趋于稳定，距巷帮2 m处，垂直应力最大达7.6 MPa，距巷帮0 m处垂直应力始终保持稳定。说明锚杆支护对巷帮煤体有一定的约束作用，煤体内部应力释放较少，巷帮浅部受到的约束作用更为明显。

采用设计支护方案后巷道围岩变形量较小，巷道围岩位移云图见图5。由图5(a)可知，巷道顶板下沉等值线呈拱形分布，最大下沉量出现在顶板中部，为7.9 mm。锚杆锚固端附近岩体最大下沉量仅为4 mm，锚固端附近岩体与顶板下沉量差异显著，说明顶板锚杆对顶板浅部岩体起到了悬吊加固作用。由图5(b)可知，巷道两帮围岩变形量明显小于顶板下沉量，最大位移变形量在巷帮中线位置，两帮最大移近量达6.9 mm，仍可满足设计要求。

图4 垂直应力监测曲线

图5 巷道围岩位移云图

图6 塑性区分布图

巷道围岩塑性分布图见图6。由图6可以看出，巷道两帮1 m范围内煤体已经发生塑性破坏，但破坏深度明显小于帮锚杆长度，巷道两帮不会发生失稳。

3.2 辅运巷支护效果监测

采用KJ21型巷道矿压监测系统，实时监测顶板变形量、离层量、超前支承压力和锚杆工作阻力，为巷道围岩稳定性预警和煤壁片帮预警提供基础数据，巷道矿压监测所需设备清单见表6。

在12401工作面回风巷正帮侧安装若干组钻孔应力计用以监测工作面前方煤体超前应力的分布情况，钻孔应力计的安装深度均为9.0 m，水平间距为5.0 m。1#～8#钻孔应力计监测数据统计见表7，1#和2#钻孔应力计应力监测曲线如图7所示。

表6 巷道矿压系统设备清单

由表7和图7可以看出，工作面超前支承压力影响范围为22.0～82.0 m，平均为42.4 m，其中显著影响范围为9.0～36.0 m，平均为17.3 m；应力集中系数为1.2～1.7，平均为1.36；应力峰值超前煤壁的距离为2～6 m，平均为4 m。因此，工作面巷道围岩稳定性超前预警的范围平均为工作面前方17.3 m左右，需要采取有效的超前支护，其中煤壁前方2～6 m为围岩稳定性最危险区域。

图7 钻孔应力计应力监测曲线

表7 12401工作面回风巷钻孔应力计监测数据统计

由以上监测结果可知，12401工作面回采巷道超前段矿压显现较为缓和，根据巷道围岩变形量观测，巷道顶板深部和浅部位移量均在10 mm以下，且从现场来看，运输巷和回风巷超前段两帮和顶底板几乎无变形，巷道完整性好，符合典型的浅埋煤层矿压显现特征。具体表现为以下几点。

(1)超前应力集中系数低，远小于普通埋深2～3倍的应力集中系数。

(2)影响范围小，同等采高条件下普通埋深工作面超前应力影响范围一般在100～150 m。

(3)应力峰值距离煤壁近，普通埋深工作面应力峰值超前煤壁距离约为采高的2倍，而浅埋深8.8 m大采高工作面应力峰值距煤壁距离平均仅为采高的0.5倍左右。这主要是因为浅埋深大采高综采工作面基载比较大，顶板易整体切落，难以形成稳定的铰接结构，破断后的上覆岩层作用力难以通过铰接岩块的水平传递作用传递至煤体深部，导致上覆岩层运动形成的应力集聚点距煤壁较近。另外，浅埋深工作面煤体硬度大，难以受压破坏，煤体采动后塑性区范围小，也是造成应力峰值距离煤壁较近的原因。

12401辅运巷不同测点顶板位移及离层量统计分析见表8，辅运巷顶板无明显变形，浅部位移量为0～6 mm，平均为1.2 mm，深部位移量为0～5 mm，平均为1 mm，离层量为0～1 mm，平均为0.2 mm。可见辅运巷顶板稳定性极好，顶板几乎无离层。

表8 12401辅运巷顶板位移及离层量分析

通过现场监测表明：工作面超前支承压力影响范围平均42.4 m，其中显著影响范围平均17.3 m；应力集中系数为1.2～1.7，平均为1.36；应力峰值超前煤壁的距离为2～6 m，平均4 m。浅埋深大采高工作面超前应力分布具有应力集中系数低、影响范围小、应力峰值距煤壁近的特点。煤柱侧向支承压力应力集中系数一般为1.26～1.76，平均为1.51；应力升高位置超前工作面的距离一般为16.5～48.0 m，平均为38.1 m；煤柱内垂直应力集中系数近似呈马鞍形曲线，25 m煤柱满足护巷需要，并有一定富余量。根据围岩移动传感器监测，辅运巷围岩变形和离层量均在10 mm以下，围岩稳定性好，顶板几乎无离层。

通过数值模拟和现场监测验证，12401辅运巷支护设计完全符合巷道使用要求。

4 结论

(1)基于12401工作面巷道围岩性质，采用工程类比、理论计算相结合的方法确定8.8 m超大采高综采工作面辅运巷采用“锚网索带”联合支护的方式，并明确了详细的巷道支护参数。

(2)利用数值模拟与现场监测支护方案进行验证，模拟和监测结果表明，顶板最大下沉量7.9 mm，巷道围岩变形量平均值小于10 mm，符合回采巷道支护设计要求；锚杆(索)锚固范围均超过围岩塑性区，有效地维护了巷道围岩稳定性。工作面回采时，巷道围岩变形量和锚杆工作阻力显著增加，未破坏巷道稳定性，设计方案完全满足巷道使用要求。

(3)8.8 m超大采高综采工作面回采巷道支护的设计和验证，丰富了超大采高综采工作面支护经验，为日后该技术推广应用提供了借鉴。