“三软”厚煤层沿空掘巷支护技术研究与应用.pdf

302020 年第 9 期 收稿日期 2020-03-02 作者简介 樊强（1987），男，山西省大同市阳高县人，2016 年1月毕业于山西大同大学采矿工程专业， 本科， 采煤助理工程师， 现从事采矿技术管理工作。 “三软”厚煤层沿空掘巷支护技术研究与应用 樊 强 （阳泉煤业集团天安煤矿有限公司，山西 静乐 035100） 摘 要 为解决“三软”厚煤层沿空巷道支护的难题，以天安煤矿 20103 运输顺槽为背景，采用现场调研、理论分析、 数值模拟等方法掌握巷道围岩的变形破坏特征，提出由提高支护体系的强度、刚度及针对性的补强三个方面对支护方案进 行优化。矿压观测结果表明，该方案有效控制了巷道围岩的失稳变形。 关键词 沿空掘巷 厚煤层 煤柱 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.09.011 Research and Application of Supporting Technology of “Three Soft“ Thick Coal Seam Along Air Excavation Lane Fan Qiang Yangquan Coal Industry Group Tianan Coal Mine Co., Ltd., Shanxi Jingle 035100 Abstract In order to solve the problem of roadway support along the empty roadway of “three soft“ thick coal seam, the deation and failure characteristics of roadway surrounding rock are grasped by field investigation, theoretical analysis and numerical simulation under the background of the 20103 transportation channel of Tianan Coal Mine. It is proposed to optimize the support scheme from three aspects increasing the strength, stiffness and targeted reinforcement of the support system. The results of ground pressure observation show that the scheme can effectively control the instability and deation of surrounding rock of roadway. Key words gob side entry driving thick coal seam coal pillar 1 工程概况 阳泉煤业集团天安煤矿有限公司位于静乐县城 东北 37 km 处，采用斜井开拓方式，可采煤层为 2 号、5 号煤层。矿井采用一个水平开采，开拓水平 为 1372 m。20103 放顶煤工作面位于井田西部， 北至井田矿界，南部为 201 采区三条下山，东部为 20101回采工作面， 西部为规划20105回采工作面， 埋藏深度为 148285 m。2 号煤层位于太原组顶部， 煤层厚度 1.9811.18 m。20103 工作面的煤层平均 厚度为 5.6 m，具有北薄南厚的赋存特征。2 号煤层 坚固性系数约为 0.5893，直接顶板、底板均为泥岩， 抗压强度为 16.59 MPa，抗拉强度为 1.25 MPa。对 20103 工作面有影响的断层共 4 条，分别为 DF3、 DF4、DF7 和 DF8，全部为正断层。工作面采用“U” 形通风，回采工作面布置运输顺槽和回风顺槽均 沿 2 号煤底板布置。20103 运输顺槽采用小煤柱沿 空掘巷，与 20101 回风顺槽间煤柱宽度为 5.0 m， 20103 运输顺槽开口段掘进期间，围岩变形破坏严 重，需提出更为有效的围岩控制方案。 2 20103 运输顺槽原有支护及变形特征 2.1 原有支护方案 依据 20103 工作面具体的地质条件，20103 运输 顺槽掘进约 25 m 时将揭露 DF3 断层（正断层，落差 约 4.5 m）。现场实际施工过程首先进行开口段 25 m 的掘进的支护，掘进宽度为 5.6 m，高度为 3.4 m，采 用锚网索支护。顶板锚杆规格为 Φ202000 mm 左 旋螺纹钢，同排锚杆间距为 1000 mm，排与排间隔为 900 m，同排锚杆间配合 H 型钢带支护，所有锚杆垂 直顶板施工；顶板锚索采用 Φ17.86200 mm 的钢绞 线，采用“二零二”布置方式，间排距 20001800 mm，锚索沿巷道轴线方向通过 W 型钢带连结，锚 索垂直顶板安装。帮部锚杆的规格和间排距与顶板 312020 年第 9 期 樊 强“三软”厚煤层沿空掘巷支护技术研究与应用 锚杆相同，所有锚杆沿水平方向垂直巷帮安装。 2.2 巷道变形特点 20103 运输顺槽开口段采用上述的支护方式， 成巷后出现明显的变形、破坏。为全面掌握围岩的 破坏特征，通过现场调研，整理总结得到巷道的变 形破坏特征断面显著缩小，巷道顶板明显下沉， 两帮中部内移明显；围岩变形呈现非对称特性，靠 近煤柱帮侧的顶板下沉量明显大于实体煤侧，实体 煤帮的内移量明显大于煤柱帮；巷道浅部围岩破碎 严重，顶板出现大量网兜，两帮片帮明显；煤柱侧 底角和肩窝处内移明显。 3 “三软”厚煤层巷道支护技术研究 3.1 围岩变形破坏原因分析及控制原理 20103 运输顺槽围岩条件属于典型的“三软” 煤巷留小煤柱沿空掘巷 [1-2]，其变形破坏的原因可从 三个方面进行分析 （1）地质条件。巷道两帮及顶板为松软破碎 的煤体，底板岩层强度较低，围岩强度较低，整体 性差，导致巷道掘进期间围岩变形速度较快，且浅 部围岩难以控制，形成网兜、片帮等现象。 （2）开采技术条件。2煤层厚度 1.9811.18 m， 煤层较厚且厚度变化较大，巷道与邻近的 20101 工 作面间煤柱宽度仅为 5.0 m。由于临近工作面采空 区侧向支承压力的影响和上覆岩层关键块体 B 的不 均衡载荷作用，导致巷道围岩变形呈现不对称性。 （3）支护条件。原有支护条件下，支护结构 的初始刚度较小，主动承载性能无法有效发挥，引 发浅部围岩松动破坏范围逐渐扩展，且支护强度较 低，逐渐引发巷道围岩的整体性失稳。 结合 20103 运输顺槽的变形特点及原因，提出 “三软”煤巷沿空掘巷关键部位加强支护技术，通 过以下三种措施改善其支护效果增大锚杆锚索的 预紧力，提高支护结构刚度；减小锚杆锚索的布置 间距，提高支护强度；调整靠近底角和肩窝处锚杆 的安装角度，增大实体煤帮和顶板锚杆的长度，采 取针对性的补强。 3.2 支护方案 提出三个支护方案。 方案一为原有支护方案。 方案二相对方案一提高了支护强度和刚度。 即顶板和两帮锚杆规格不变，将间排距减小为 800800 mm，顶板和两帮每排各增加一根锚杆， 顶板锚杆沿垂直方向施工，两帮锚杆沿水平方向施 工，锚杆安装时预紧力由 20 kN 增大为 40 kN；顶板 锚索规格不变，由原来的“二零二”布置改为五花 布置，间排距 2200800 mm，锚索预紧力由 100 kN 增大为 150 kN。其支护断面如 1 所示。 图 1 支护方案二 方案三相对于方案二针对性地提高顶板和实体 煤帮的支护强度，并进行底角、肩窝针对性控制， 调整靠近底角、肩窝处锚杆的布置形式。顶板和实 体煤帮锚杆长度增大为 2400 mm，顶板锚杆向巷道 外侧倾斜 15，帮部靠近顶底板的锚杆同样向顶板 和底板偏移 15。具体支护情况如图 2 所示。 （a）支护断面 （b）顶板支护详情 图 2 支护方案三 樊 强“三软”厚煤层沿空掘巷支护技术研究与应用 322020 年第 9 期 ［3］ 乔佳伟 . 综采工作面过断层分析 [J]. 能源与节能， 2020（01）26-2743. ［4］ 张万卯 . 玛丽散充填、加固技术在过高冒顶区的 应用与研究 [J]. 山西煤炭，2011，31（09）56- 5774. 3.3 支护效果模拟研究 为验证支护方案的支护效果，利用 FLAC3D数 值模拟软件进行研究分析 [3-4]，模拟 20103 运输顺槽 的掘进。模型尺寸为（长宽高）2108092 m， 模型下部为固定边界，限制模型四周的水平位移， 顶面施加 5.5 MPa 的均布载荷，模型如图 3 所示。 模拟时先进行临近工作面的开挖，之后留设 5.0 m 的护巷煤柱进行巷道掘进。 图 3 数值模型示意图 不同支护方案条件下，20103 运输顺槽掘进期间 围岩变形主要集中在顶板和实体煤帮，统计巷道顶 板的下沉量和实体煤帮位移量， 得到图4所示的结果。 （a）顶板下沉量 （b）实体煤帮内移量 图 4 不同支护方案条件下掘巷期间围岩位移曲线 由图可以看出，支护方案一条件下，顶板和实 体煤帮最大位移量分别为 237 mm、208 mm；支护 方案二条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分别为 176 mm、158 mm，相比方案一分别减小了 25.7、 24.0，围岩位移量明显减小，围岩稳定性显著提高； 支护方案三条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分 别为 155 mm、129 mm，相对于方案二分别减小了 11.9、18.35，围岩的位移量进一步减小，围岩稳 定性明显提高。综上分析可知，20103 运输顺槽采用 支护方案三，能够更好的控制围岩的失稳破坏。 4 应用效果综合评价 为验证 20103 运输顺槽采用支护方案三的支护 效果，现场监测 20103 运输顺槽的变形情况及顶板 岩层离层情况。巷道表面位移监测结果表明，成巷 约 15 d 后围岩位移不再增大，顶底板移近量稳定在 154 mm 左右，两帮移近量稳定在 114 mm 左右，巷 道围岩位移量很小，围岩控制效果明显。顶板岩层 离层情况监测结果表明，浅部基点（3 m）累计位移 量约为 45 mm，深部基点（7 m）累计位移量约为 53 mm。深部和浅部基点间的相对位移量始终小于 10 mm，表明该支护方案能够形成整体的承载结构， 确保了巷道围岩的稳定。 5 结论 通过对 20103 运输顺槽现场调研，分析总结得 到围岩变形的特征，探讨其内在原因，依据原有锚 网索支护方案提出高强锚索支护技术，从提高支护 体系的强度、刚度及针对性的补强三个方面进行支 护方案的优化，数值模拟研究验证支护方案的可行 性，现场应用期间进行矿压监测。结果表明优化的 支护方案充分发挥围岩的自承能力，形成稳定的承 载结构，巷道围岩整体稳定，取得了显著的围岩控 制效果。 【参考文献】 ［1］ 郝占云 . 综采面小煤柱留巷支护设计与实践 [J]. 煤矿现代化，2020（01）15-17. ［2］ 冯亮亮 . 小煤柱留巷支护技术在古书院矿的应用 [J]. 西部探矿工程，2020，32（01）93-9598. ［3］ 王三虎 . 锚索在煤巷锚杆联合支护中的应用 [J]. 机械管理开发，2019，34（11）157-158. ［4］ 邓小磊 . 偃龙矿区受嵩山滑动构造应力影响下三 软煤层巷道支护技术研究 [J]. 内蒙古煤炭经济， 2019（18）10-11. （上接第 29 页）