近距离煤层采动影响下采区大巷围岩控制技术研究_毋肖飞.pdf

近距离煤层采动影响下采区大巷围岩控制技术研究 毋 肖 飞 （山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司 ， 山西 晋城 048000 ） 摘要 为解决 3 煤层胶带大巷在现有支护方式下巷道围岩变形量大的问题， 通过对胶带大巷进行 具体分析， 决定采用采场远距离及关键层钻孔爆破卸压技术， 结合动压巷道的控制技术的原理对巷道 修复方案进行具体设计， 并对支护后的巷道进行矿压监测， 结果表明 修复方案实施后， 顶底板的最大 移近量为 449mm， 两帮最大移近量为 130mm， 保证了巷道围岩的稳定。 关键词 回采动压； 卸压技术； 围岩控制 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0039- 04 Research on surrounding rock control technology of mining roadway under the influence of coal seam mining in close distance WU Xiaofei （Shanxi Orchid Science and TechnologyYuxi Coal Mine Co., Ltd., Jincheng, Shanxi 048000 , China ） Abstract In order to solve the problem of large deation of surrounding rock in the roadway of 3 coal seam belt in the existing support mode, through the specific analysis of the belt roadway, it is decided to adopt the long distance of the stope and the key layer drilling and blasting pressure relief technology. The principle of control technology of dynamic pressure roadway is designed specifically for the roadway repair scheme, and the mine pressure monitoring is carried out on the roadway after support. The results showthat after the repair scheme is implemented, the maximum displacement of the top and bottom plates is 449mm, and the maximum displacement of the two gangs The near amount is 130mm, which ensures the stabilityofthe surroundingrock ofthe roadway. Key words Miningdynamic pressure ; pressure relieftechnology; surroundingrock control 1工程概况 山西兰花集团芦河煤业井田范围内主要开采 3 和 15 煤层， 3 煤层位于山西组下部， 缓倾斜煤 层， 倾角小于 8， 煤层较为松软； 煤层埋深大约在 500m～600m 范围， 厚度在 5.12～7.20m 范围， 平均 5.85m， 平均含有一层夹矸， 煤层直接顶为泥岩， 均 厚 2.4m， 基本顶为中粒砂岩， 均厚为 5.3m， 直接底 为泥岩，均厚 1.5m，基本底为砂质泥岩，均厚 8.3m， 3 煤层胶带大巷沿基本底砂质泥岩层底板板 掘进， 与煤层间的间距平均为 6m， 巷道断面形状为 直墙半圆拱形， 尺寸为宽高 5000mm4100mm， 巷道原有支护方案采用 U36 型钢进行架棚支护， 棚 距 700mm。 3 煤层胶带大巷在原有支护方案下， 在上覆近 距离煤层 1301- 1304 回采工作面的采动影响下巷道 出现围岩变形量大等特征， 1301- 1304 工作面与胶 带大巷间保护煤柱的宽度均为 100m， 现 1301、 1302 工作面以回采完毕， 根据 1301、 1302 工作面采动影 响下胶带大巷围岩变形特征的现场观测， 能够将巷 道的顶板支架出现破断，两帮支架向巷内跪腿， 底 板底鼓严重，考虑到 3 煤层胶带大巷的用途及服 务年限， 急需采用有效的支护手段， 有效控制巷道 围岩的变形。 图 1巷道原有支护断面图 2动压巷道控制技术 2.1巷道稳定性影响因素分析 为保障 3 煤层胶带大巷围岩的稳定，现对回 采动压影响下， 巷道围岩变形量大的主要原因进行 分析， 主要原因如下 1）由于巷道沿着基本底砂质泥岩掘进， 砂质泥 岩较为松软， 且巷道顶底板岩层均为泥岩， 岩层内 节理裂隙较为发育， 进而导致围岩易发生变形； 2） 回采工作面的采动应力影响， 1301 及 1302 工作面现已全部回采完毕， 两工作面的停采线与胶 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 39 ChaoXing 带大巷的间距均为 100m， 在工作面回采完毕后， 支 承压力通过保护煤柱向巷道方向传递， 随着保护煤 柱的减小， 受到的采动应力影响会逐渐增大； 3）巷道原有支护设计不合理， 原有支护采用 U 型钢棚， 能够在提供一定的支护阻力， 并提供一定 的让压空间，但该种支护仅为一种被动的支护方 式， 不能提高围岩的自我承载能力， 且该种支护方 式在采动影响下会出现结构破坏严重， 进而致使巷 道围岩破坏严重。 2.2采场远距离卸压技术 采场远距离卸压保护技术的主要技术原理如 下通过在工作面前方的煤层内开掘一条卸压巷道， 从而有效的切断工作面超前支撑压力向胶带大巷的 传递， 进而有效的减小胶带大巷所受到的围岩应力大 小[1-2]， 现以 1304 工作面为例， 在工作面设计的停采 线保护煤柱的内部掘进卸压巷道， 从而有效的切断超 前支撑压力对 3 煤层胶带大巷的影响。 根据芦河煤业的 1304 工作面的具体地质条 件， 工作面面长为 220m， 根据超前支承压力的分布 范围， 采用掘进机掘进出 180m 左右的卸压巷道， 确 定在工作面停采前前方 20m 的煤柱内， 沿煤层顶板 对掘出一条宽为 20m， 高为 5.8m 的卸压巷道， 具体 卸压巷的位置及各项参数如图 2 所示， 在进行卸压 的掘进作业时， 为充分避开煤柱的支撑应力， 在超 前工作面 400m 时开始掘进卸压巷， 在掘进作业时， 采用两台钻机对掘的方式， 沿煤层顶板掘进， 两台 钻机分别掘进 90m， 掘进作业沿宽度方向的间隔为 800mm，共计进行 7 次的掘进作业，进而形成 20m 宽度的卸压巷道区域。 图 2采场远距离卸压巷道施工示意图 2.3关键层钻孔爆破卸压技术 在工作面停采线内卸压巷道掘进完成后， 通过 在胶带顺槽、 轨道顺槽及卸压巷内布置深孔爆破钻 孔， 进行基本顶的强制放顶作业， 减小工作面回采 过程中基本顶来压对 3 煤层胶带大巷的破坏， 根 据类似工程经验及相关研究[3- 4]， 将深孔炮眼沿着 上下两层进行分布， 将炮眼的终孔位置布置在基本 顶中粒砂岩中， 设置深孔炮眼水平间距为 6m， 上下 分层的间距为 2m， 钻孔孔径为 42mm， 钻孔的深度 根据倾角的不同而不同， 钻孔深度在 24m～26m 设置 炮孔的装药深度为 14～16m， 封孔长度为 10m， 具体 深孔炮眼的布置形式如图 3 所示。 图 3基本顶强制切顶炮眼布置示意图 3巷道修复加固及效果 3.1巷道修复加固方案 根据上述巷道围岩变形特征的分析知， 巷道顶 板及两帮变形较为严重， 在 1303、 1304 工作面的回 采动压影响下， 巷道的变形将会更加严重， 在充分 考虑采用上述采场远距离卸压技术、 关键层钻孔爆 破卸压技术后， 并结合预应力锚索束及钻孔卸压技 术的原理，对 3 煤层胶带大巷的修复方案进行具 体设计， 流程为巷道扩刷→架 U 型钢棚→喷浆→浅 孔注浆→打设帮顶长锚杆→进行底板锚注→进行 帮顶深孔注浆→打设帮顶锚索。 1） 巷道扩刷、 架设 U 型钢棚、 喷浆。对 3 煤层 胶带大巷进行扩刷作业，扩刷后的巷道宽度为 5.7m， 高度为 4.6m， 扩刷完成后再架设 U 型钢棚， 设 置钢棚间距为 500mm，并在钢棚之间增设 6 根拉 杆， 增加 U 型钢棚间连接的整体性， 对棚腿底板进 行铺料石穿鞋，料石的长宽厚 300mm 300mm150mm；在 U 型钢棚架设完毕后对巷道表 面进行喷浆作业，喷浆作业紧跟扩刷作业进行， 扩 刷作业与喷浆作业间距小于 5m，设置喷浆层的厚 度为 70～100m。 2） 浅部注浆作业。在进行 3 煤层胶带大巷的 浅部注浆作业时，注浆材料使用 425 普通硅酸盐 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 40 ChaoXing 水泥， 水灰比设置在 0.85～1.0 之间， 进而有效对巷 道松动圈范围的破碎围岩进行加固封堵， 从而增强 岩石自身的自稳能力， 浅部注浆作业在滞后扩刷迎 头 4m 的位置处开始施工，注浆作业时采用的注浆 直径为 25mm， 长度为 1.2m 的注浆花管， 设置注浆 压力小于 1MPa， 巷道断面内设置 7 个浅部注浆孔， 注浆孔的间排距为 1800mm1000mm， 注浆作业时 从巷道帮部开始注浆作业， 帮部注浆作业完成后再 进行顶板注浆作业，浅部充填注浆孔布置如图 4a 所示。 4） 高性能超强锚杆支护。在巷道浅部围岩注浆 作业完成后， 采用 Φ22mm3000mm 的左旋无纵筋 螺纹钢锚杆对巷道顶板及两帮进行支护作业， 间排 距为 700mm1000mm，锚杆的锚固形式为端头锚 固， 预紧力不小于 80kN， 锚固力不低于 150kN， 并在 巷道表面加设钢筋网进行联合支护， 具体参数如图 4b） 所示。 （a） 浅部注浆孔布置（b） 高性能锚索支护 图 4浅部注浆孔及高性能锚索布置形式 5） 底板钻孔卸压联合控制。针对 3 煤层底板 底鼓量较大的情况， 现采用钻孔联合支护的形式对 底板进行加固， 先对底板的浮矸进行清理， 在底板 喷射一层混凝土， 随后施工注浆钻孔， 进行浅孔注 浆作业， 在注浆作业完成后施工卸压钻孔， 再沿着 卸压钻孔底部进行锚索孔的施工作业， 钻孔直径为 32mm， 深度在 2.5m～4.5m 的范围内， 随后安装直径 25mm 的中空注浆锚索， 长度为 4500mm， 通过注浆 锚索向底板岩层内注入美固 364 双液化学浆， 对底 板围岩裂隙进行充填， 同时采用 M型钢带及钢筋网 作为护表材料， 将锚索连接成一个整体， 具体底板 支护方式如图 5a所示。 6） 帮部深孔注浆及锚索加固。在浅部注浆作业 完成后， 通过直径 25mm 的中空注浆锚索， 顶板注浆 锚 索 长 度 为 6000mm， 帮 部 注 浆 锚 索 长 度 为 4300mm，注浆锚索的间排距为 1800mm1000mm， 注浆锚索采用水泥药卷进行封孔作业， 封孔长度为 1600mm， 设置注浆压力为 3MPa， 注浆材料为水泥水 玻璃双液浆， 通过在顶板及帮部布置 7 套中空注浆 锚索对深部围岩进行加固，并对关键部位加强支 护， 如图 5b 所示。 （a） 底板钻孔卸压联合控制（b） 关键部位注浆锚索加固 图 5巷道底板钻孔卸压联合支护及深部注浆锚索支护 3.2修复加固效果分析 为验证 3 煤层胶带大巷在采用采场远距离卸 压技术 关键层钻孔爆破卸压技术的基础上， 巷道 修复支护方案的效果， 通过十字布点法对顶板高抽 巷的表面位移进行持续观测， 在不同的断面处布置 3 个测点， 持续观测 120 天， 根据矿压观测数据能够 得巷道表面位移的曲线图， 如图 6 所示。 （a） 顶底板移近量（b） 两帮移近量 图 6巷道围岩变形曲线图 根据巷道表面位移的监测结果显示， 胶带大巷 在上述动压巷道控制技术及巷道修复方案后， 三个 测站得到的围岩变形量基本保持同样的趋势， 在 0～90 天内巷道围岩变形量在持续增大， 顶底板的最 大变形速率为 11.71mm/d，两帮变形最大变形速率 为 5.83mm/d；在 90～120 天的时间内巷道顶底板及 两帮移近量均基本保持稳定， 这即表明巷道围岩已 经处于稳定状态，巷道顶底板最大移近量 为 449mm， 两帮最大移近量为 130mm， 其中底鼓量为 顶底板移近量大的主要原因， 需进一步加强对底鼓 的治理， 基于上述分析可知巷道围岩变形量在采用 上述控制技术后得到了有效控制。 4结论 通过分析 3 煤层胶带大巷在现有支护下存在 的问题， 并结合采场远距离卸压技术及关键层钻孔 卸压技术的原理， 对胶带大巷的卸压控制技术进行 （下转第 44 页） 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 41 ChaoXing （上接第 41 页） 具体设计， 并结合动压巷道控制技术原理对巷道的 修复方案进行设计； 根据矿压监测结果显示， 在巷 道采用动压巷道控制技术和修复方案后， 顶底板的 最大移近量为 449mm，两帮最大移近量为 130mm， 解决了巷道围岩变形量大的问题， 保证了巷道围岩 的稳定。 参考文献 [1] 王夏南.余吾矿深孔爆破径向不耦合系数研究[J].煤炭技 术,2018,37 （06） 98- 101. 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