煤矿连采工艺的围岩控制技术研究

王 东

（山西乡宁焦煤集团燕家河煤业有限公司，山西 临汾 042100）

0 引言

对于绝大多数煤矿而言，其可开采的煤层数较多，而且各个煤层的间距也不等。当煤层之间的间距较大时，上层煤层的开采不会对下层煤层开采造成影响；当煤层之间的间距较小时，上层煤层已经开采完毕，当开采下层煤层时其对应的顶板条件不稳定，极易在工作面采空区的另一侧出现应力集中的现象，进而会导致正在开采煤层的巷道出现较为严重的变形；同时，在矿山压力的共同作用下，会加剧巷道的变形，在某种程度上对巷道支护增加了难度[1]。本文将以实践生产对连续开采工艺下，尤其是对两煤层间距较小时下部煤层巷道的围岩控制技术展开研究。

1 工程概况

某矿井在设计初期的生产能力为3 Mt/a，在后期技术升级改造后，该矿井的生产能力提升至5 Mt/a。目前，矿井可开采的煤层包括有2-1#、2-2#、10#和11#煤层。其中，2-1# 和2-2# 煤层之间的最小间距为0.1 m，最大间距为12 m，平均间距为5.6 m，整体上讲，这个煤层相对稳定且全部可采。本文以2-2#煤层所属的601 工作面开展系列研究，该工作面的走向长度为1 550 m，其中切巷的长度为240 m。601 工作面的顶底板条件，如表1 所示。

表1 601 工作面顶底板地质条件

总体来讲，601 工作面的地质构造相对简单。对601 工作面开采巷道进行支护设计，并对最终的围岩控制效果进行验证。

2 连采工作面巷道支护设计

根据连采工作面的地质条件和开采工艺特点，提出巷道支护设计原则，并对应的提出巷道支护方案。

2.1 连采工作面巷道支护原则

为保证最终巷道支护方案的可行性和最终的支护效果，支护方案设计需要遵循如下原则：

2.1.1 一次性支护

所谓一次性支护指的是对巷道支护方案的实施应整体完成，避免因二次支护返工影响最终的支护效果。

2.1.2 预应力分散

当锚杆支护实施完成后，为了保证每根锚杆均可达到预期的支护效果，需要采用托板或者托梁对锚杆的预应力进行分散[2]。

2.1.3 相互匹配原则

锚杆仅为支护方案中的关键部件，为了强化最终的支护效果，需要选择与已经选择锚杆相配套的锚索对巷道进行强化支护。

2.1.4 经济性原则

所谓经济性原则指的是在保证对巷道围岩进行有效控制的基础上，尽可能的减少支护实施的工作量，提高支护实施的效率，节约支护成本[3]。

2.2 连采工作面支护方案设计

根据601 工作面的现场情况，需要对顺槽、端头以及切巷进行支护设计。具体阐述如下。针对顺槽的支护，本工程对不同煤层间距设计的而不同的支护方案。根据现场煤层间距的探测结果，将煤层间距分为三个等级，即间距为0～1 m、间距为1～3 m 和间距大于3 m。以顺槽正巷为例，其具体的支护方案如下：

2.2.1 煤层间距小于1 m 时

当连采煤层的间距小于1 m 时，主要采用锚网梁与11#矿工钢棚联合方式进行支护。具体方案如下：顶板主要依靠工字钢棚对其进行支护，其间距为0.6 m；两帮采用锚网梁与11#矿工钢棚进行联合支护，其中锚杆的直径为18 mm，长度为1 600 mm，锚杆间距为1 200 mm，锚杆排距为600 mm。当煤层间距小于1 m时，顺槽正巷的支护断面，如图1 所示。

图1 煤层间距小于1 m 顺槽正巷支护示意图（单位：mm）

2.2.2 煤层间距在1～3 m 之间时

当煤层间距在1～3 m 之间时，主要采用锚网钢带与11#矿工钢棚联合方式进行支护。其中，顶板在采用直径18 mm、长度1 000 mm、间距为900 mm 且排间距为1 000 mm 锚杆支护的基础上，采用锚网钢带和架棚进行强化支护，其中，顶部棚架的间距为1 000 mm。两帮在采用直径为18 mm，长度为1 600 mm，间距为1 200 mm 且排间距为1 200 mm 锚杆支护的基础上采用锚网梁与矿工钢棚进行强化支护，其中，旷工钢棚的间距为1 000 mm。

当煤层间距在1～3 m 之间时，顺槽正巷的支护断面，如图2 所示。

2.2.3 煤层间距大于3 m 时

当煤层间距大于3 m 时，顶板采用锚杆+锚索+架棚的联合方式进行支护，具体参数如下：锚杆为左旋螺纹钢高强锚杆，直径为18 mm，长度为2 000 mm，间距为900 mm，排间距为1 000 mm；锚索为钢绞线，直径为17.8 mmm，长度为3 200 mm，间距为2 000 mm，排间距为2 000 mm；顶部棚架间距为1 000 mm。两帮采用锚杆+锚网梁的联合方式进行支护，具体参数如下：锚杆为高强锚杆，直径为18 mm，长度为1 600 mm，间距为1200 mm，排间距为1 200 mm；两帮棚架间距为1 000 m。

当煤层间距大于3 m 之间时，顺槽正巷的支护断面，如图3 所示。

图3 煤层间距大于3 m 时顺槽正巷支护示意图（单位：mm）

3 支护方案可行性验证

为验证上述支护方案的可行性和有效性，对上述方案在工作面巷道实施后对锚杆锚索的工作载荷以及巷道的移近量进行监测[4]。监测结果如下：

3.1 锚杆锚索受力载荷

随着工作面的推进，锚杆锚索的受力载荷情况变化，如图4 所示。

图4 锚杆锚索受力载荷变化情况

如图4 所示，在距离工作面迎头距离为20 m 处的锚杆和锚索所承受在载荷明显增加，对应的增量为10 kN；随着工作面的不断推进，锚杆和锚索工作载荷不断变化，并在巷道推进至50 m 的位置时，锚杆锚索的工作载荷处于相对稳定的状态，且其均未达到对应的极限值，即可对工作面围岩起到有效的控制效果。

3.2 巷道围岩位移分析

本工程采用顶板离层指示仪并基于十字布桩法对设备进行布置对巷道顶板和两帮的位移进行监测[5]。监测结果如下：

1）巷道工作面顶板的最大位移量为10 mm，两帮的最大移近量仅为23 mm；上述围岩的位移变化均在允许范围之内；

2）随着工作面的不断推进，工作面顶板及两帮的围岩并未出现片帮、破碎以及剥落的情况，说明支护方案对巷道围岩进行有效控制，其所成承受的应力也较小，能够保证巷道的稳定。

4 结语

煤矿可开采的煤层众多，各个煤层之间的间距不同。当煤层间距较大时，开采下部煤层不会因为上部煤层开采完毕而受到影响；当煤层间距较小时，开采下部煤层时会由于上部煤层开采完毕而导致其顶板不稳定，进而影响开采的安全性。本文针对此种情况，对不同煤层间距对应工作面开采巷道的支护提出不同级别的支护方案，实践表明：

1）并在巷道推进至50 m 的位置时，锚杆锚索的工作载荷处于相对稳定的状态，且其均未达到对应的极限值，即可对工作面围岩起到有效的控制效果。

2）随着工作面的不断推进，工作面顶板及两帮的围岩并未出现片帮、破碎以及剥落的情况，说明支护方案对巷道围岩进行有效控制，其所成承受的应力也较小，能够保证巷道的稳定。