木瓜煤矿顶板淋水区域巷道支护技术研究与应用.pdf

832020 年第 6 期 木瓜煤矿顶板淋水区域巷道支护技术研究与应用 解旭晓 （山西焦煤霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司木瓜煤矿，山西 方山 033100） 摘 要 为探究顶板淋水对木瓜煤矿 10煤层回采巷道围岩稳定性的影响，通过对比分析顶板淋水和非淋水区域巷道的 变形情况，发现顶板淋水区域巷道围岩位移量过大。通过对淋水区域巷道支护方式进行优化，顶底板移近量减小 82.7， 两帮移近量减小 77.5，有效控制了顶板淋水区域围岩的失稳破坏。 关键词 淋水 巷道 支护 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.06.030 Research and Application of Roadway Support Technology in Roof-drenched Area of Mugua Coal Mine Xie Xu-xiao （Shanxi Coking Coal Huozhou Coal Power Group Lvliangshan Coal Power Co., Ltd., Mugua Coal Mine, Shanxi Fangshan 033100） Abstract In order to explore the influence of roof water pouring on the stability of surrounding rock in 10 coal seam of Mugua Coal Mine, through comparative analysis of the deation of roadway in roof water pouring and non water pouring area, it is found that the displacement of surrounding rock in roof water pouring area is too large. Through the optimization of the roadway support mode in the water pouring area, the approach amount of roof and floor is reduced by 82.7, and that of the two sides is reduced by 77.5, which effectively controls the instability of surrounding rock in the water pouring area of roof. Key words water pouring roadway support 收稿日期 2020-01-07 作者简介 解旭晓（1988-），男，山西运城万荣县人，2015 年 7月毕业于东北大学采矿工程专业， 助理工程师， 现为采掘技术员。 1 工程概况 吕梁山煤电有限公司木瓜煤矿批准开采 9、10 号煤层， 现阶段主采10煤层， 煤层厚度为1.41.8m。 10煤层位于石炭系下统太原组，煤岩层赋存较稳 定。10煤层直接顶为泥岩，平均厚度为 5.5m，底 板为砂质泥岩，厚度为 0.82.6m。10-102 工作面位 于一采区准备巷道左翼，上部为 9-104、106 采空区， 东为一采区回风大巷和轨道大巷，南为一采区皮带 大巷， 西邻一采区边界， 北邻10-102工作面 （未掘） 。 10-1011 巷为工作面设备运输服务，10-1012 巷为工 作面回采时运煤等服务。一采区煤层顶板存在多个 明显的富水区域，为具体了解顶板淋水对巷道围岩 稳定性的影响，以 10-101 工作面和 10-102 工作面 为工程背景展开相关研究。10-101 工作面巷道布置 如图 1 所示。 图 1 10-101 工作面巷道布置平面图 2 10-1012 巷原有支护 10-1012 巷 掘 进 期 间 支 护 如 图 2 所 示。10- 1012 巷沿 10煤层底板布置，矩形断面尺寸 4.5m （宽）3.0m（高）。主要支护参数顶板采用 直径 18mm、长度 2200mm 的 A3 圆钢锚杆，间排 距为 10001000mm，每排 5 根均匀布置，靠近 外侧的 2 排锚杆向外侧倾斜 10安装，靠近中部 的 3 排垂直顶板安装，锚杆托盘由厚度为 10mm 钢板制作，锚固剂采用 K2335、Z2360 树脂药卷 842020 年第 6 期 各一支，锚固力 54kN，预紧力为 42.7kN，顶板 钢筋梯子梁由直径 14mm 的圆钢焊制。采用直径 15.24mm、长度 6300mm 的钢绞线锚索，间排距为 20002000mm，每排两根，垂直巷道顶板安装， 锚固剂为 K2335 树脂药卷一支和两支 Z2360 树脂 药卷，锚固力 156kN，预紧力为 120kN，金属网 采用 10铅丝焊制的经纬网，钢筋梯子梁采用直径 14mm 的圆钢制成。煤柱帮采用 Φ182000mm 的 A3 圆钢锚杆，锚固方式和顶板锚杆相同，间排距 为 12501000mm，每排三根锚杆垂直煤壁安装。 回采帮锚杆采用规格为 Φ182000mm 的玻璃钢、 30020050mm 的木托盘，锚杆锚固方式和布置 方式与煤柱帮相同。 （a）支护断面图 （b）顶板支护详情 图 2 10-1012 巷支护详情 3 淋水顶板巷道失稳特征及影响因素 为了解 10-1012 巷在顶板淋水影响下围岩的 变形情况，在 10-1012 巷内顶板淋水区域和正常 区域布置围岩位移监测点 [1-2]。测站布置在距切眼 250350m 处，监测巷道掘进期间和工作面回采期 间围岩的位移情况。结果如图 3、图 4 所示。 （a）非淋水区域 （b） 顶板淋水区域 图 3 巷道掘进期间围岩位移情况 根据图 3（a）所示结果可以看出，非淋水区域 巷道掘进期间，巷道顶板和两帮的变形速度逐渐减 小。成巷约 50d 后，巷道围岩的位移速度趋近于零， 两帮移近量最终稳定在 80mm 以下，顶底板相对移 近量稳定在 125mm 以下。根据图 3（b）所示结果 可以看出，淋水区域掘进期间，巷道围岩变形速度 在前 30d 内稳定在 4.0mm/d 以上，围岩出现明显的 变形现象；30d 后采取合理抽放水措施，围岩的变 形速率开始迅速减缓；成巷 90d 后，围岩的变形速 度减小为零，两帮移近量最大为 155mm，顶底板移 近量最大为 171mm。根据以上数据可知，巷道掘进 期间淋水区域顶板和两帮的位移量，分别为非淋水 区域的 1.37 倍和 1.98 倍，且淋水区域围岩的变形 速度和变形时间均明显大于非淋水区域。由此可知， 淋水区域巷道围岩受到淋水侵蚀，顶板强度较低， 引起巷道顶板下沉更严重，进而引起两帮的内移量 也更大，巷道围岩失稳。通过采取抽水措施后，延 缓了围岩的变形破坏。综上可知，顶板淋水大大降 低了巷道围岩的强度，原有支护方案未能有效控制 围岩的失稳破坏。 图 4 所示结果为 10-101 工作面回采期间 10- 852020 年第 6 期 1012 巷围岩位移情况。由图可以看出，在顶板非淋 水区域和淋水区域，距工作面 -150 -75m 时，巷道 围岩位移很小，当工作面距测点距离小于 50m 后， 围岩的位移速度开始明显增大。两种条件下巷道围 岩的变形周期基本相同，但是淋水区域围岩的位移 速度和位移量明显大于非淋水区域，围岩位移量为 非淋水区域的2.11倍 （顶底板移近量） 和2.43倍 （两 帮移近量）。由此可知，采取适当的抽水措施虽然 能够延缓淋水区域巷道的变形，但是由于水的侵蚀 作用 [3]，围岩强度降低，在工作面回采期间围岩出 现了更大的位移，现有支护方式不能有效控制顶板 淋水区域的巷道变形。 （a）非淋水区域 （b）顶板淋水区域 图 4 工作面回采期间围岩位移情况 4 顶板淋水区域巷道支护优化 通过对 10-1012 巷的矿压监测，类比可知 10- 1021 巷的支护需进行优化。对于淋水顶板条件下， 首先需要采取适当的措施进行水害的治理。根据 10煤层水文地质特征，10-101 工作面和 10-102 工 作面顶板淋水水源为上部砂岩含水层和 9煤层采空 区积水。 因此设计巷道掘进过程中严格遵循 “探 （放） 水 - 掘进 - 探（放）水”的工艺模式 [4]，探水孔终 孔位置始终位于掘进工作面前方。原有支护方案 支护强度偏低，因此顶板淋水区域需提高支护强 度。具体措施如下顶板锚杆直径由 18mm 增大至 22mm，锚杆长度不变；顶板锚索直径由 15.24mm 增大至 17.8mm，锚索长度不变；煤柱帮螺纹锚杆 直径由 18mm 增大至 22mm，锚杆长度不变；靠近 顶板和底板的锚杆分别向巷道外侧倾斜 30安装； 回采帮的玻璃钢锚杆直径增大至 22mm，锚杆长度 增大至 2200mm；靠近顶板和底板的锚杆同样倾斜 30施工；锚杆锚索的锚固方式与原有支护相同。 10-1021 巷顶板淋水区巷道支护详情如图 5 所示。 （a）支护断面图 （b）顶板支护详情 图 5 10-1021 巷顶板淋水区域支护示意图 5 应用效果 10-1021 巷掘进期间预计在 220400m 范围内存 在 180m 的顶板淋水区域（图 1 所示），采用上述 支护方案进行支护，非淋水区域采用原有支护方式。 为考察支护方案的合理性，在 10-1021 巷掘进期间 每间隔 50m 布置一侧监测站，共布置 10 个测站。 巷道围岩稳定后围岩变形量统计结果如图 6 所示， 其中 6、7、8测站位于顶板淋水区域内。由图可 知，顶板淋水区域围岩的位移量无明显增大，整条 862020 年第 6 期 ［4］ 李志华，窦林名，陆振裕 . 采动诱发断层滑移失 稳的研究[J].采矿与安全工程学报， 2010， 27 （04） 499-504. 巷道顶底板相对移近量平均值为 29.5mm，两帮相 对移近量平均值为 34.9mm。相较于临近的 10-1012 巷掘进期间，顶板淋水区域顶底板移近量减小了约 82.7，两帮移近量减小了约 77.5。由此可知，优 化后的支护方案有效控制了顶板淋水区域围岩的失 稳破坏。 图 6 10-1021 巷掘进期间位移量监测 6 结论 通过对10-1012巷矿压显现情况进行现场监测， 现有支护条件下，巷道掘进期间，顶板淋水区域围 岩持续变形，通过采取适当的排水措施后围岩才趋 于稳定，顶板非淋水区域围岩位移量较小。工作面 回采期间， 淋水区域围岩位移量为非淋水区域的2.11 倍（顶底板移近量）和 2.43 倍（两帮移近量）。 淋水区域支护强度不足，故在进行 10-1021 巷的掘 进时对支护方案进行优化设计。现场应用及矿压监 测结果表明，优化后的支护方案使顶板淋水区域顶 底板移近量减小了约 82.7，两帮移近量减小了约 77.5，取得很好的应用效果。 【参考文献】 ［1］ 郭亚欣，宋选民 . 积水采空区下淋水顶板巷道失 稳机理研究 [J]. 煤炭科学技术，2019，47（11） 36-43. ［2］ 李爱军，李西凡 . 层次注浆工艺在切顶留巷围岩 加固工程的应用 [J]. 煤炭工程，2019，51（10） 50-53. ［3］ 林恩军 . 巷道顶板变形破坏特征与支护技术研究 [J]. 当代化工研究，2019（08）100-101. ［4］ 何富连，李晓斌，朱恒忠，等 . 顶板淋水对巷 道围岩变形破坏的影响及防治 [J]. 煤矿安全， 2019，50（06）162-165171. （上接第 79 页） 响范围主要集中在前方 33m 左右，应力峰值位置超 前工作面 8.118.7m。三处观测点的观测数据表明， 随工作面推进，巷道围岩变形移动变化规律基本上 一致，两帮最大移近量和顶底板最大移近量分别为 144.7mm、165.1mm。从现场监测数据可知，F8 断 层对 7103 工作面回采的影响在可控范围，过 F8 断 层安全技术措施是合理的，有效地保障了过断层的 安全顺利。 5 结语 在理论分析的基础上运用数值模拟软件FLAC3D 对回采时过断层的情况进行数值模拟分析可知，F8 断层在工作面与断层间煤柱宽度为 10m 时会发生煤 岩体不稳定的安全隐患。针对将会出现的安全隐患， 制定了过 F8 断层的安全技术方案，主要是采用通 过工作面伪斜调整、强行割矸、放震动炮、注浆加 固四大技术措施，实践应用效果理想，有效保障了 工作面安全顺利通过 F8 断层。 【参考书目】 ［1］ 张建宇 . 大采高综采工作面过断层安全回采技术 [J]. 江西化工，2019（05）221-223. ［2］ 闫增浩 . 北辛窑矿 8103 综放工作面过断层安全开 采技术 [J]. 煤，2019，28（09）27-29. ［3］ 杨双智 . 对采煤工作面过断层技术的分析探讨 [J]. 石化技术，2019，26（07）235199. ［4］ 付登科 . 特厚煤层综放工作面过断层安全开采技 术研究 [J]. 煤矿现代化，2019（05）20-22. ［5］ 罗勇 .Y 型通风沿空留巷巷道支护试验研究 [J]. 有 色金属 矿山部分 ，2011，63（02）40-46. ［6］ 魏学松. 卧龙湖矿沿空留巷围岩控制技术研究[D]. 中国矿业大学，2008. （上接第 82 页） ［5］ 王兆会，杨敬虎，孟浩 . 大采高工作面过断层构 造煤壁片帮机理及控制 [J]. 煤炭学报，2015，40 （01）42-49.