杨春生

（同煤国电同忻煤矿有限公司，山西 大同 037001）

随着我国国民经济的迅速发展，目前我国已成为全球最大的制造业基地，这就需要大量能源作为经济发展的支撑。2019年我国一次性能源消费中，煤炭比重为57.7%，且在未来10年内煤炭仍然是能源消费结构中的主角，煤炭开采对保证国民经济平稳发展意义重大。煤矿回采巷道支护是制约煤炭产量、开采安全、成本的重要因素之一，本文针对此问题展开初步探讨。

1 概况

同忻煤矿隶属于山西同煤集团，是一座年产量超过10.00 Mt的国有特大型矿井，现有职工1 103人，井田面积84.52 km2，可采储量为8.47 亿t。同忻煤矿于2007年建成投产，2010年达产，现为同煤集团主力矿井。

12901工作面作为该矿9 号煤的首采面，埋深约220～250 m，煤层厚度2.2 m，煤层柱状图（部分）见图1。

图1 同忻煤矿12901 工作面煤层柱状图

2 回采巷道围岩破坏分析

2.1 顶板松动破坏

该回采巷道断面具体尺寸为：宽×高=4.2 m×3.5 m。本文按照“压力拱理论”测算顶板冒落高度。当巷道开挖后，原来的围岩应力分布被破坏并会重新分布，如果巷道顶板产生的拉应力大于围岩自身抗拉强度，则会发生冒顶现象，直至应力重新达到平衡。学者将平衡临界点的模型简化成为压力拱进行研究，见图2[1]。冒顶高度h 理论计算见式（1），经计算h=4.5 m。

式中：b1为巷道宽度的1/2，2.1 m；h0为巷道高度，3.5 m；φ为围岩内摩擦角，31°；f为顶板围岩坚固性系数，1.8。

图2 回采巷道自然平衡压力拱

2.2 巷道两帮松动破坏

回采巷道开挖后，两帮煤体会支承悬空的顶板重量及上覆岩层压力，大大增加了支护结构区所受到的压应力，而且交界面处剪应力瞬间增大，会导致煤帮从两侧挤出，出现鼓包现象，本文利用“巷道围岩松动圈”理论来计算两帮破坏松动范围[2]。

将巷道在大范围内考虑，可将巷道看作一个等效圆，应力分布见图3[3]。其中：r看作为巷道半径，R为塑性松动区半径；所以巷道两帮破坏松动范围L=R-r，其中L理论计算见式（2），经计算L=2.73 m。

式中：P0为巷道受到的垂直应力，2.65 MPa；C为煤层粘聚力，6.8 MPa。

图3 巷道围岩应力分布

3 回采巷道支护设计

结合其他工作面成功经验，12901 工作面回采巷道设计决定采用“锚杆+锚索”联合支护形式。

3.1 顶板锚杆

采用型号为Φ22 mm左旋螺纹钢锚杆，顶板锚杆需要承载的顶板冒落岩体总重力G，计算见式（3）[4]，经计算G=693.8 kN。按照该值来设计锚杆间排距，每根锚杆的设计载荷值为50 kN，因此在该面积内至少需要布置14 根锚杆，排距为1.0 m，间距也设计为1.0 m。要求锚固段长度不低于550 mm，长度最大设计为5 500 mm，安设在顶板中间位置，其余位置锚杆长度设计3 500～4 000 mm不等，这也是为了方便施工。

式中：K为安全系数，取值1.5；γ为顶板围岩容重，25 kN/m3；S为冒落范围内煤岩体面积，18.5 m2；D为锚杆排距，1.0 m。

3.2 两帮锚杆

巷道两帮破坏松动范围为2.73 m，按照锚固段长度为250 mm设计，两帮锚杆长度设计为3.0 m。巷道两帮的向外载荷QS计算见式（4）[5]，经计算QS=267.8 kN。按照该值来设计锚杆间排距，每根锚杆设计载荷为20 kN，因此巷道两帮单位面积内至少也需要14 根锚杆，为方便施工，在此两帮锚杆间排距也均设计为1.0 m。

式中：θ为煤壁内摩擦角，30°。

3.3 锚索支护

由于该工作面回采巷道受采动影响较大，因此设计在巷道顶板拟打注五花锚索。巷道直接顶为4.34 m的砂质泥岩，故潜在冒落高度假设为锚杆失效的冒落岩体厚度（2.0 m）[6]，岩石容重25 kN/m3，冒落面积系数取0.8，计算得出潜在冒落拱内岩体重量Q为263 kN。

（1）锚索排距D′

锚索排距D′计算见式（5），计算得D′=2.28 m，结合现场经验，最终确定锚索施工排距为2.0 m。

式中：T为锚索额定破断载荷，取450 kN。

（2）锚索锚固段长度L

锚索锚固段长度L 的计算见式（6），计算得L=1 326 mm。本项目使用MSCK2360 型和MSK2380型锚固药卷，算得需药卷2.64 卷，结合实际施工经验，设计每根锚索使用MSCK2360 型2 卷，MSK2380型1 卷，且要求先装快速药卷，支护见图4。

式中：P′为树脂与锚索粘结强度，N/mm2，取10；K′为锚固安全系数，取2；d为锚索直径，取21.6 mm。

图4 “锚杆+锚索”联合支护巷道结构

3.4 其他支护

在顶板铺设4 mm×2 100 mm×1 100 mm钢筋网，锚杆尾端安装150 mm×150 mm×10 mm拱形高强度托板、调心球垫和减磨垫圈配合3 600 mm（五眼）W钢带进行支护[7]。

4 效果分析

为检测和分析该回采巷道的联合支护效果，在12901 工作面轨道巷内选取3 个断面来布置测站，主要是位移传感器组成。主要监测参数包括：巷道两帮和顶底板的移近量、移近速度、稳定量等，要求包含掘进、稳定、采动影响三个阶段。

4.1 两帮移近

巷道两帮移近量以及速度曲线见图5。由图可知：①在巷道掘进阶段（0～80 d），两帮移近总量约为90～100 mm；在0～20 d时间范围内移近速度较快，达到8 mm/d；60～80 d范围内移近速度又缓慢下降至2 mm/d，之后基本维持在1 mm/d左右。②在巷道掘进后的稳定阶段（80～120 d），两帮移近总量基本维持在120 mm，该时段内两帮移近速度也降低至1 mm/d的水平。③在巷道受采动影响阶段（120～180 d），此时巷道需要承受的应力大且复杂，巷道两帮移近量呈现急速上升状态，仅仅在130～160 d这一个月的范围内，移近量就由130 mm猛增至350 mm，且移近速度维持在2 mm/d。

图5 巷道两帮移近监测曲线

如上所述，引起巷道两帮变形的主要原因是采动影响，前期巷道开挖影响并不大；12901 工作面轨道巷实施联合支护后两帮位移总量在350～400 mm，不影响实际使用，支护设计良好。

4.2 顶底板移近

巷道顶底板移近量以及速度曲线见图6。由图可知：①在巷道掘进阶段（0～80 d），两帮移近总量约为300～450 mm，在0～20 d时间范围内移近速度较快，达到18 mm/d；60～80 d范围内移近速度又缓慢下降至6 mm/d，之后基本维持在该值左右。②在巷道掘进后的稳定阶段（80～120 d），顶底板移近总量基本维持在300～500 mm，该时段内两帮移近速度也降低至4 mm/d的水平。③在巷道受采动影响阶段（120～180 d），此时巷道顶板需要承受的应力存在集中现象，顶底板移近量呈现急速上升状态，在

图6 巷道顶底板移近曲线

130～180d这不到两个月的范围内，移近量就由450 mm猛增至900 mm以上，且移近速度维持在6 mm/d。

如上所述，引起巷道顶底板变形的主要原因是采动影响，前期巷道开挖影响并不大；12901 工作面轨道巷实施联合支护后顶底板位移总量在900～1 100 mm，个别地段需要进行挖底处理，受破坏严重巷段会随着回采进行而失去作用，因此不用持续维护，可不影响实际使用，支护设计良好。

5 结语

巷道开掘和支护工作是维持煤矿工作面生产接续顺利的重要保证，而目前“锚杆+ 锚索”联合支护形式也是应用最为普遍巷道支护方式之一。同忻煤矿12901 工作面作为9 号煤层的首采面，回采巷道支护工作总体上取得了较好的效果，满足正常生产需要，但部分巷段后期需要采取临时加强支护、挖底等措施，要时刻关注巷道变形破坏情况。