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深井综放面窄煤柱沿空掘巷锚杆支护技术研究 锚杆, 煤柱, 深井, 支护, 技术 深井综放面窄煤柱沿空掘巷锚杆支护技术研究 2002-10-21 1 试验巷道概况 姚桥煤矿7003工作面上部边界为-650m总回风巷，下部边界为7005材料巷，左、右部边 界分别为东八皮带下山与中央轨道下山，工作面标高-640～-750m，工作面走向长度平均 为15855m，倾斜长平均为160m。7003工作面所采7煤为中硬，煤层总厚度平均为57m ， 其中夹矸厚度为11m，7煤之上有一层0～06m厚的泥岩伪顶，直接顶为14～35m厚 的砂质泥岩，老顶为2～66m厚的细砂岩，直接底为0～095m厚的泥岩，老底为33～5 4m厚的砂质 泥岩，煤层倾角9～11，平均约为10，工作面采煤方法为综放一次采全高。 7003机巷位于-680m水平以下，沿7005工作面采空区边缘留3～5m小煤柱跟底板掘进，巷道断 面形状为矩形，净高27m，净宽46m，采用锚杆配合锚索支护。 2 锚杆支护参数初步设计 巷道锚杆杆体为201800mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，顶板采用6根螺纹钢锚杆配合菱形 金属网、44 m长W型钢带梁支护。顶部锚杆间距为800mm，排距为800mm，为防止切顶发生 ，两肩窝锚杆外斜20至两帮上方，即与水平夹角70方向布置。 两帮各4根螺纹钢锚杆配合菱形金属网、焊接钢筋（16）梯子梁支护，为了减少巷道底臌 及 防止巷道切顶，帮角部锚杆均斜一角度，与水平夹角为15。帮锚杆间距为700mm，排距为8 00mm。图1为7003机巷锚杆布置剖面图。 锚杆每孔用2支树脂药卷，1支型号为K2360型，浅部为1支Z2360型中速树脂药卷。顶及两帮 铺网规格为900mm宽的菱形网，搭茬100mm，用16铁丝扣联网。 图1-7003机巷锚杆（索）布置剖面图图2-7003机巷锚杆（索）布置俯视图 巷道中间采用6m 小锚索进行加强支护，要求锚索锚入老顶砂岩不少于10m ，锚索设计 长度为6m，排距为2400mm，沿巷道走向按“1-2-1” 方式布置，7003机巷锚杆布置俯视图如 图2所示。每根锚索配1支速凝的K2360型树脂药卷（深部）和1支缓凝的Z2360型树脂药卷（ 浅部）。 3 巷道支护效果监测与分析研究 31 监测内容 （1） 观测巷道表面收敛。通过对掘进及回采期间试验巷道表面位移的现场实测、分析 ，判断围岩的运动是否影响巷道的正常使用。 （2） 围岩深部位移。通过对安装在巷道深部围岩基点的位移连续观测，分析深部围岩 的运动情况，判断围岩塑性区范围及围岩稳定状况。 （3） 顶、帮锚杆受力。通过对测力锚杆的日常监测，求出锚杆的应力及轴向力，同时还借 助锚杆测力计（锚杆液压枕）监测端部锚固锚杆托锚力大小以及借助锚杆拉力计进行拉拔力 试验 （4）顶板锚固区内、外离层值。通过对安设在巷道顶板内的离层指示仪的日常监测，分析 试验巷道顶板深部围岩运动，判断锚固区内、外围岩离层情况及锚杆支护参数的合理性。 32 巷道矿压显现规律 通过对7003机巷掘进及回采期间长达9个多月的巷道表面位移、围岩深部基点位移、顶板离 层、锚杆受力等跟踪观测，对所收集的实测数据进行统计、科学分析及综合研究，获得以下 结果。 321 掘进期间 （1） 掘进期间试验巷道表面变形情况如表1所示，巷道两帮移近量最大值为377mm，其中上 、下帮移近量分别为178mm和 199mm，沿空侧煤帮移近量大于另一帮移近量，巷道两帮最大 移近速度为787 mm/d；顶底最大移近量为694mm，其中顶板最大下沉量为147mm，最大 底臌量为582mm，顶板下沉最大速度为26 mm/d，底臌最大速度为85mm/d，底臌最大速 度为顶板下沉最大速度的3 19倍，由此可以看出，控制7003机巷两帮（尤其是下帮）位移 及底臌是控制整个巷道围岩强烈变化的关键。 （2） 巷道围岩运动可划分为三个阶段，第一阶段为围岩运动剧烈期，在此 期间，围岩 移近明显，锚杆承受载荷增加迅速，期限为自巷道掘出到4～5d后，即远离迎头约40m；第二 阶段为围岩运动平缓期，在此期间，围岩运动相对平缓，移近速度逐渐减小，锚杆受力逐步 稳定，期限为第一阶段末到巷道掘出30～32d，即远离迎头约230m；第三阶段为围岩运动稳 定期，当测站断面距迎头约230m以远，巷道表面及深部围岩运动均基本稳定。 表1掘进期间试验巷道表面变形情况一览表 测站号 巷道两帮〖〗巷道顶底〖BHDG3，WK10*2。4W〗 移近量/mm〖〗最大位移速度/mmd-1〖〗移近量/mm〖〗最大位移速度/mmd-1 两帮〖〗上帮〖〗下帮〖〗两帮〖〗上帮〖〗下帮〖〗顶底〖〗顶下沉〖〗底臌〖〗顶底〖 〗顶下沉〖〗底臌〖〗备-注 I〖〗377〖〗178〖〗199〖〗79〖〗27〖〗35〖〗 577〖〗147〖〗430〖〗103〖〗18〖〗83〖〗靠上帮 387〖〗97〖〗290〖〗85〖〗26〖〗59〖〗靠下帮 II〖〗312〖〗120〖〗192〖〗〖〗〖〗〖〗 〖〗〖〗〖〗175〖〗94〖〗81〖〗靠上帮 〖〗〖〗〖〗694〖〗112〖〗582〖〗靠下帮 III〖〗98〖〗32〖〗66〖〗34〖〗10〖〗22〖〗 33〖〗7〖〗26〖〗152〖〗109〖〗46〖〗靠上帮 44〖〗10〖〗34〖〗14〖〗2〖〗8〖〗靠下帮 （3） 巷道两帮10m至20m间围岩位移相差较大，上、下帮最大位移差值分别为39mm和70 mm，10m范围以外围岩煤体整体向巷道内移动，与深部围岩发生分离，说明锚杆支护间 距偏大，锚固力偏低，锚固长度不够；深部围岩20m与30m间围岩产生分离，最大差值达 90mm，这就使锚固范围内煤体出现整体外移，这说明锚杆长度偏小。顶板深部20～32m 间围岩运动 分离，最大位移差值为7mm，即锚固范围以外围岩发生小离层，这说明锚索承载不及时，安 装时锁紧力偏小，同时说明顶锚杆长度偏短。 （4） 巷道周边煤体向巷道方向移动范围为4～5m，在5m范围以外围岩，出现背离巷道移动 ，最大位移量为6mm，一般为1～4mm。距巷道表面3～50m范围的煤体破坏程度依次减小， 中间没有大的突变。 （5） 测试表明，7003机巷两帮围岩松动范围大，达225m。 （6） 掘进期间，巷道顶板最大离层值为25mm，其中锚固区内离层值为17mm，锚固区外 离层值为8mm。锚杆锚固区内离层值较大说明①锚索预紧力偏小，锚固力不够；②端头锚 固不能有效控制试验巷道顶板；③锚杆长度偏小及支护间距偏大。 （7） 端头锚固锚杆，沿锚杆长度方向轴力变化呈现大致水平分布规律，锚固端载荷相对较 小,如图3所示。 图3 掘进期间下帮测力锚杆轴力变化曲线 （8） 下帮锚杆测力计安装1d后，压力表最大读数值达到205MPa，15d后压力表最大读 数超过25MPa，这说明锚杆承载及时，有利于控制围岩变形，但同时也说明端头锚固时锚杆 的托盘受力较大，这极易引起孔口破裂、煤层被压酥而破坏，产生卸载，使锚杆的支护阻力 降低，因而失去或减小锚杆对煤帮的控制能力。 （9） 掘进期间，下帮锚杆的总体载荷最大，上帮锚杆次之，顶板锚杆最小。上、下帮及顶 板测力锚杆的最大轴向力分别为96kN、986kN和675kN，两帮锚杆最大轴向力已超过锚杆 的屈服强度（94kN），但均未达到锚杆的极限载荷（140kN），仍能提供较大承载力。 （10） 随机抽查表明，帮、顶锚杆锚固力合格率未达到设计要求，应加强施工质量。 322 回采期间 （1） 表2为回采期间试验巷道表面变形情况，两帮移近量最大值为668mm，其中上、下帮移 近量分别为325mm和 343mm。两帮最大移近速度为1254 mm/d；顶板最大下沉量为162 mm，最大下沉速度为40 mm/d。巷道的底臌量较大，一般为600～800mm。 （2） 回采期间，围岩运动同样也可划分为三个阶段，即超前影响微弱期、超前影响加剧期 和超前影响峰值期，它们与工作面的距离范围分别为100～50m、50～27m以及小于27m。超前 影 响微弱期，围岩由静压稳定期转入回采影响期，移近速度慢慢增加，两帮移近速度很小，一 般为1～10 mm/d，顶板下沉速度为1～2mm/d，锚杆受力亦有所增加；超 前影响加剧期， 巷道围岩移近速度逐渐加快，下帮（靠煤柱侧）移近较上帮快，上帮移近速度为10～25 mm/d，下帮移近速度为15～35 mm/d。超前影响峰值期，受峰值压力影响，深部围岩位移 急 剧增大，下帮围岩移近速度达到最大值，下帮锚杆轴力达到最大值1074kN，上帮锚杆轴力 达到最大值1175kN，锚杆发生屈服延伸，当距工作面小于17m时，测力锚杆的轴力开始急 剧减小，直到遭受破坏。 表2-回采期间试验巷道表面变形情况一览表 巷道两帮〖〗巷道顶底 〖ZB〗〖BHDG2，WK15。2W〗移近量/mm〖〗最大位移速度/mmd-1 两帮〖〗上帮〖〗下帮〖〗两帮〖〗上帮〖〗下帮〖〗顶板下沉量/mm〖〗顶板最 大下沉速度/mmd-1 I〖〗668〖〗325〖〗343〖〗1254〖〗787〖〗64〖〗154〖〗40 II〖〗652〖〗361〖〗291〖〗80〖〗60〖〗45〖〗162〖〗253 （3） 回采期间，上帮深部20～30m间围岩运动相差较大，最大值为92 mm，即锚固范 围内围岩整体外移，与更深部围岩发生分离。3～5m围岩向巷道方向移动依次减小，中间没 有大的分离空间。下帮10m与20m间及20m与30m之间深部围岩均产生分离，最大差值 分别为154mm和91mm。 （4） 锚索测力计测试结果表明，回采期间锚索受力很大，说明锚索已将下方松动顶板悬吊 在上方稳定的砂岩中，起到了加强支护的目的，有效地控制了顶板下沉。 4 主要结论与建议 综上所述，7003机巷采用组合锚杆加补强锚索支护基本是可行的，但据观测表明，7003机巷 在整个服务期间变形很大，在工作面附近断面收敛率达347，尤其是巷道底臌严重， 严重影响正常使用，为保证正常生产，转载机不断前移，不得不超前卧底，卧底工作量极大 。 通过综合分析研究，确认7003机巷初始锚杆支护参数设计不尽合理，施工质量有待提高，主 要表现在以下几方面（1）锚杆长度偏小；（2）两帮锚杆支护间距偏大；（3）锚杆锚固 力偏低；（4）锚固长度不够；（5）现场施工质量不过关，难以达到设计要求。基于上述 对7003机巷掘进及回采期间的现场监测和对监测信息的科学分析，对7003机巷锚杆支护 初步设计提出几点改进建议，以期为类似条件巷道锚杆支护设计提供有益参考。 （1） 深井综放面回采巷道，其断面大，且深井煤巷受围岩原始高应力影响，尤其是在受 回采活动引起的矿山压力作用下，巷道围岩破坏十分剧烈，这给巷道维护带来很大困难，为 发挥锚杆支护优势，可采用组合锚杆加锚索支护技术。窄煤柱沿空掘巷在采动影响时采空区 悬露顶板以巷道实体煤侧巷帮为支点转动，导致沿空掘巷两帮移近量大。同时，悬臂梁侧的 急 剧回转引起巷道顶板的下沉、破坏，巷道顶板、底板位移量增加，所以7003机巷的关键支护 技术不仅要治顶，而且要严格控制两帮位移，这样才能保证巷道围岩的基本稳定。 （2） 7003机巷两帮围岩松动范围大，达225m，类似该条件的巷道，需采取煤帮加固 措施，同时应增加锚杆长度，原设计的两帮锚杆支护间距要减小，每排宜增加1根锚杆。 （3） 7003机巷在其服务期间两帮的移近量以窄煤柱一帮为大，两帮支护设计应区别对待， 窄煤柱侧宜采用既具有较高锚固力又能适应围岩变形的可延伸锚杆。 （4） 全长锚固锚杆可以通过对其锚固长度范围内的煤体提供轴向和横向约束，有效地阻止 煤体的离层与错动，防止锚固体的松散变形，保持锚固体的整体性，建议类似7003机巷条件 的巷道，锚杆支护采用全长锚固或加长锚固（锚固长度不小于1m）。 （5） 7003机巷断面为矩形，帮角在开掘卸载后为应力集中点，加固帮角可有效地衰减该处 围岩的应力集中程度，避免帮角过早破坏而引起巷道两帮与底板的较大变形。为加固软弱的 底角，以有效的控制底臌 ，帮角部锚杆应严格按设计要求施工，打眼时均斜一角度，与水 平夹角为15。 （6） 应加强施工质量管理，使巷道成型符合设计要求、锚杆（索）的预紧力达到设计值， 对不合格的锚杆要及时补打，确保支护效果。 信息来源淮南工业学院 原作者华心祝 曹伍富 谢广祥 查文华 冯学武 任继海 本文来自 中国煤炭论坛http// 详细文章参考http//
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