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第 42 卷第 5 期煤 炭 科 学 技 术Vol 42 No 5 2014 年5 月Coal Science and TechnologyMay 2014 采矿与井巷工程 平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究 高建军1ꎬ2ꎬ张忠温1 1 中煤平朔集团有限公司ꎬ山西 朔州 036006ꎻ2 中国中煤能源股份有限公司ꎬ北京 100120 摘 要为解决平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护难度大的问题ꎬ采用煤层地质力学测试、围岩 结构观测、锚杆支护作用理论分析、数值模拟分析的方法ꎬ根据煤层巷道至上部采空区距离的不同ꎬ分 别提出了“锚杆+短锚索”、“全长预应力锚杆”等以锚杆支护为主的巷道支护方案ꎮ 结果表明该锚杆 支护方案能够满足近距离煤层采空区下巷道支护的要求ꎬ巷道断面整体收缩率较小ꎬ顶底板移近量为 巷道掘进高度的 0 69%ꎬ两帮移近量为巷道宽度的 0 60%ꎬ浅部离层量为 0 4 mmꎬ深部无离层ꎬ锚杆 预紧力为 2030 kNꎬ锚索预紧力为 7684 kNꎬ锚杆、锚索受力稳定ꎬ保证了近距离煤层采空区下巷道 的稳定性ꎮ 关键词近距离煤层ꎻ采空区下巷道ꎻ锚杆支护ꎻ围岩稳定性 中图分类号TD322 4 文献标志码A 文章编号0253-2336201405-0001-04 Study on Support Technology of Gateway in Contiguous Seams Under Mining Goaf in Pingshuo Mining Area GAO Jian ̄jun1ꎬ2ꎬZHANG Zhong ̄wen1 1.China Coal Pingshuo Group Company LimitedꎬShuozhou 036006ꎬChinaꎻ2.China Coal Energy Company LimitedꎬBeijing 100120ꎬChina Abstract In order to solve the support difficult problem of a gateway in contiguous seams under the mining goaf in Pingshuo Mining Areaꎬ a seam geological mechanics testꎬsurrounding rock structure observationꎬtheoretical analysis on bolt support role and numerical simulation analysis method were applied.According to the different distance between the seam gateway to the upper mining goafꎬthe paper provided the bolt + short anchorꎬfull length pre-stressed bolt mainly with bolt support.The results showed that the bolt support could meet the re ̄ quirements of the gateway support in the contiguous seams under the goaf.The integrated convergence of the gateway was smallꎬthe roof and floor convergence was 0 69% of the gateway driving height and the two sidewall convergence of the gateway was 0 60% of the gateway width.A shallow bed separation was 0 4 mm and a deep bed separation was zero.The bolt pretension was 2030 kNꎬthe anchor pretension was 7684 kN and the bolt and anchor loading was stable.All above technologies could ensure the stability of the gateway in the contiguous seams under the mining goaf. Key wordscontiguous seamsꎻgateway under mining goafꎻbolt supportꎻstability of surrounding rock 收稿日期2014-01-03ꎻ责任编辑杨正凯 DOI10.13199/ j.cnki.cst.2014.05.001 基金项目国家自然科学基金青年科学基金资助项目51304115 作者简介高建军1958ꎬ男ꎬ山东临沂人ꎬ高级工程师ꎬ硕士ꎬ现任中国中煤能源股份有限公司副总裁、中煤平朔集团有限公司执行董事ꎮ 引用格式高建军ꎬ张忠温.平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].煤炭科学技术ꎬ2014ꎬ4251-4ꎬ8. GAO Jian ̄junꎬZHANG Zhong ̄wen.Study on Support Technology of Gateway in Contiguous Seams Under Mining Goaf in Pingshuo Mining Area [J].Coal Science and Technologyꎬ2014ꎬ4251-4ꎬ8. 0 引 言 随着近距离煤层开采技术在我国的广泛应用及 迅速发展ꎬ近距离煤层巷道支护技术研究已经成为 采矿工程领域的研究重点ꎬ我国在煤层巷道支护理 论与实践方面取得了较大成果[1-4]ꎮ 近距离煤层赋 存和开采在我国煤矿中所占比例较大ꎬ大多矿区如 平朔矿区、神东矿区、大同矿区、西山矿区、新汶矿 区、淮南矿区等都存在近距离煤层开采的问题[5-8]ꎬ 由于各个矿区煤矿产能要求高、工作面采掘接替紧 张、近距离煤层所占比例较大ꎬ因此许多矿区进行近 距离煤层开采ꎮ 当煤层间距较小时ꎬ采动影响较为 1 2014 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 42 卷 显著ꎬ下部煤层开采前顶板已受上部煤层开采的破 坏ꎬ下部煤层巷道所处层位应力重新分布ꎬ巷道围岩 稳定性较差、支护较为困难ꎬ根据现有单一煤层开采 的顶板岩层控制经验和理论ꎬ不能很好地解释这种 矿压现象及机理ꎬ尚存在诸多技术难题[9-11]ꎮ 平朔 矿区主采 4 号煤层、9 号煤层、11 号煤层ꎬ煤层倾角 均为 210ꎬ其厚度分别为 11 90、13 74、4 85 mꎬ9 号煤层与下部的 11 号煤层间距为 2 94 8 mꎮ 处 于 9 号煤层采空区下的 11 号煤层顶板节理裂隙较 为发育ꎬ局部存在明显的破碎带ꎬ围岩结构在采动应 力的作用下遭到一定程度的破坏ꎮ 采空区下 11 号 煤层巷道原支护形式为“锚网索+工字钢对棚”联合 支护ꎬ原支护虽然在支护强度上能基本满足巷道掘 进期间的需要ꎬ但是支护工艺复杂、工序繁琐ꎬ导致 现场施工速度慢、支护成本高ꎬ支护系统的整体可靠 性较差ꎮ 基于此ꎬ笔者以平朔矿区采空区下 11 号煤 层巷道为研究对象ꎬ对近距离煤层采空区下的巷道 合理支护形式与参数进行研究ꎬ以期达到控制近距 离煤层采空区下巷道变形的目的ꎮ 1 工程概况 平朔矿区井工二矿 21106 工作面走向长度 1 750 mꎬ倾向长度 300 mꎮ 21106 主运输巷掘进时ꎬ 两侧均为实体煤ꎬ21106 工作面上覆 29106、29107 工作面均已回采完毕ꎬ21106 工作面巷道于 2012 年 12 月掘进完毕ꎮ 工作面所采 11 号煤层含夹矸 12 层ꎬ结构较复杂ꎬ煤层倾角 1 5 3 0ꎬ厚度变化较 小ꎬ属稳定性煤层ꎮ 11 号煤层与其上部的 9 号煤层 间岩层依次为砂泥岩、细砂岩、粉细砂岩ꎬ厚度分别 为 0 972 07、0 713 42、1 803 22 mꎬ围岩抗压 强度较低ꎬ结构松软ꎮ 11 号煤层底板为褐色粉砂 岩ꎬ岩性较致密ꎬ上部含较多植物化石ꎬ可见黄铁矿 结核ꎬ平均厚度为 4 60 mꎮ 2 11 号煤层巷道围岩地质力学测试 1应力场特征ꎮ 水压致裂地应力测量结果表 明ꎬ井工二矿 11 号煤层最大水平主应力 5 669 34 MPaꎬ最小水平主应力 3 114 92 MPaꎬ垂直主应力 4 084 18 MPaꎬ属低地应力区ꎮ 应力以水平应力 为主ꎬ最大水平主应力方向主要为 N1238Eꎮ 2围岩强度特征ꎮ 在 21106 工作面已掘巷道中 利用钻孔触探法ꎬ对煤层及顶板进行围岩强度原位 测试ꎬ顶板测试范围是 10 m 以内ꎬ结果显示ꎬ顶板砂 质泥岩抗压强度为21 633 93 MPaꎬ粉砂岩抗压强 度为54 0179 07 MPaꎻ泥灰岩节理裂隙发育ꎬ局部 较破碎ꎬ平均抗压强度为27 8330 68 MPaꎻ煤体完 整性较好ꎬ平均抗压强度为 21 3 MPaꎬ属中硬煤层ꎮ 3顶板岩层结构观测ꎮ 采用钻孔全景围岩结 构观测仪ꎬ对 11 号煤层顶板岩层结构进行观察ꎬ以 判断围岩结构的完整性ꎮ 在不受上覆煤层采动影响 的实体岩层巷道中ꎬ11 号煤层顶板岩层相对较为完 整ꎬ除局部含有少量裂隙和离层外ꎬ基本保持了较好 的完整性ꎮ 在近距离上覆 9 号煤层回采后ꎬ11 号煤 层巷道局部顶板岩层出现 3060 mm 明显离层、长 0 52 0 m 裂隙带和破碎区ꎬ局部甚至出现直径约 90 mm 的空洞ꎮ 3 近距离煤层巷道支护参数选取原则 针对井工二矿 11 号煤层生产地质条件ꎬ根据地 质力学测试结果、顶板围岩结构状况以及围岩可锚 性试验结果ꎬ判断 21106 主运输巷可采用锚杆索 进行巷道支护ꎬ为充分发挥锚杆、锚索的支护作用ꎬ 采用以下支护原则ꎮ 1及时、主动支护原则ꎮ 巷道开挖后应及时支 护ꎬ控制巷道围岩离层、裂隙的进一步扩大ꎮ 特别对 于顶板破碎、帮部煤体易片落的巷道段ꎬ应减小空 顶、空帮时间和距离ꎬ做到及时主动支护ꎮ 2合理预应力施加与预应力扩散原则ꎮ 合理 施加预应力是实现锚杆主动支护的关键ꎬ在保证施 工质量和锚杆及附件材质合理选择的前提下ꎬ随着 锚杆预应力的增大ꎬ巷道围岩变形量逐渐减小ꎬ巷道 顶板离层得到有效控制ꎬ只有施加合理的预紧力并 实现预紧力在围岩中的有效扩散ꎬ才能充分发挥锚 杆支护的作用ꎮ 保证锚杆支护系统具有较高的承载 能力ꎬ提高巷道围岩的整体稳定性ꎮ 3围岩结构强化原则ꎮ 近距离煤层采空区下 巷道掘进ꎬ顶板压力显现不明显ꎮ 但由于顶板围岩 易受上覆煤层工作面回采时的采动影响ꎬ围岩体完 整性遭到破坏ꎬ因此ꎬ需加强对支护后围岩结构变形 的控制ꎮ 4围岩可锚性判断与锚固参数优化原则ꎮ 巷 道围岩的可锚性是决定能否采用锚杆进行巷道支护 的前提ꎬ巷道锚杆支护设计前必须进行井下拉拔力 试验ꎬ判定围岩的可锚性ꎬ并根据试验结果对锚固参 数进行优化设计[12-14]ꎮ 5“三高一低”及经济合理性原则ꎮ 即在实现 2 高建军等平朔矿区近距离煤层采空区下巷道支护技术研究2014 年第 5 期 锚杆支护系统高强度、高刚度、高可靠性的前提下ꎬ 做到降低锚杆支护密度ꎬ提高掘进速度ꎬ降低支护成 本ꎮ 在保证巷道支护效果和安全程度的基础上ꎬ做 到经济合理ꎮ 4 21106 主运输巷支护方案 4 1 21106 主运输巷支护参数 21106 主运输巷顶板至上覆煤层采空区距离 以下简称层间距较小ꎮ 掘进过程中需根据巷道 地质条件、顶板层间距的变化调整相应的支护参数ꎮ 顶板支护选用屈服强度不低于 335 MPa 的螺纹钢 锚杆ꎬ杆体直径 22 mmꎬ长度 2 1002 400 mmꎬ预紧 转矩 300 350 Nmꎻ锚索直径 17 8 mmꎬ长度 3 3004 300 mmꎬ初始张拉力 100150 kNꎻ帮部采 用直径 18 mmꎬ长度 1 700 mm 的圆钢和玻璃钢锚 杆ꎮ 当层间距为 2 94 8 m 时ꎬ支护方案中锚索应 采用短锚索或不采用锚索ꎻ当层间距为 3 54 8 m 时ꎬ采用锚网索联合支护ꎬ锚杆树脂加长锚固ꎬ护顶 构件为钢筋托梁或 W 钢带ꎻ当层间距为 2 93 5 m 时ꎬ由于锚索在顶板中的支护范围和锚杆重合ꎬ因 此ꎬ采用锚网配工字钢棚支护ꎬ通过调整树脂锚固剂 凝固速度ꎬ实现锚杆全长预应力锚固ꎮ 根据煤层地 质力学测试和围岩结构观测结果ꎬ结合 21106 主运 输巷已施工段巷道断面支护状况及支护效果ꎬ将锚 网索联合支护方案设计为初始方案ꎮ 根据 21106 主运输巷围岩条件、应力状况、现场 地质资料和物理力学参数试验测试结果ꎬ确定 21106 主运输巷支护参数ꎬ并采用 FLAC 数值模拟软 件对支护参数的合理性进行验证ꎮ 1顶板支护ꎮ 采用 22 mm2 400 mm 左旋无 纵筋螺纹钢筋锚杆锚杆配件ꎬ托盘规格150 mm150 mm10 mmꎬ采用 1 支规格为 K2335 和 1 支规格为 Z2360 的锚固剂ꎮ 配套采用宽度 280 mmꎬ厚度 4 mmꎬ长度 4 800 mm 的 W 钢带ꎬ选用规格为 5 200 mm1 100 mm 的钢筋网护顶ꎬ钢筋网采用 4 mm 钢 筋织 成ꎬ 网 孔 为 80 mm 80 mmꎬ 锚 杆 间 排 距 900 mm1 000 mmꎮ 采用 17 8 mm3 300 mm 高 强度低松弛预应力钢绞线ꎬ采用 1 支 K2335 和 2 支 Z2360 低黏度锚固剂ꎬ锚索外露长度控制为 300 mmꎬ锚索托盘采用 300 mm300 mm12 mm 加强托 板及配套锁具ꎬ锚索间排距为 1 800 mm2 000 mmꎮ 2巷帮支护ꎮ 锚杆形式和规格工作面煤柱侧 采用 18 mm1 700 mm 的圆钢锚杆ꎬ工作面煤壁侧 采用直径 18 mm1 700 mm 的玻璃钢锚杆ꎬ锚杆螺 纹长度不低于 100 mmꎬ圆钢锚杆托盘规格 200 mm 200 mm8 mmꎬ采用 1 支规格为 K2335 的低黏度树 脂锚固剂ꎬ采用菱形网护帮ꎬ网孔规格 50 mm50 mmꎬ网片规格为 3 300 mm1 100 mmꎮ 锚杆间排距 1 200 mm1 000 mmꎬ锚杆转矩 150200 Nmꎮ 4 2 21106 主运输巷支护方案数值模拟 为对 21106 主运输巷支护方案进行验证ꎬ采用 FLAC 数值模拟软件建立数值模型进行分析ꎬ21106 主运输巷煤岩力学参数见表 1ꎬ数值模拟结果如图 1 所示ꎬ由图 1a 和 1b 可知ꎬ采用锚网索支护方案后巷 道顶板最大位移为 116 2 mmꎬ位移主要发生在巷道 中部顶板 1 8 m 范围内ꎻ最大底鼓量为 41 0 mmꎬ底 板 3 0 m 范围内均发生位移ꎻ两帮最大移近量为 270 6 mmꎬ主要发生在巷道两帮 1 6 m 范围内ꎮ 表 1 21106 主运输巷煤岩力学参数 岩层 抗压强度/ MPa 抗拉强度/ MPa 弹性模量/ GPa 泊松比 粉细砂岩44 182 827 330 17 细砂岩50 783 376 430 15 砂泥岩29 282 285 960 16 11 号煤层34 481 394 400 11 粉砂岩50 253 125 490 15 图 1 初始设计方案条件下巷道支护效果 由图 1c 和 1d 可知ꎬ巷道顶底板应力降低以垂 直应力为主ꎬ卸压区范围为 2 02 5 mꎬ巷道两帮应 力降低以水平应力为主ꎬ卸压区范围为 1 71 9 mꎬ 说明巷道顶底板和两帮锚杆支护耦合程度较高ꎮ 由 图 1e 可知ꎬ巷道顶板的塑性区范围在 2 4 m 以内ꎬ 巷道两帮的塑性区范围在 1 8 m 以内ꎬ基本在锚杆 作用范围之内ꎮ 由模拟可知巷道锚杆、锚索受力均 匀ꎬ状态良好ꎬ最大轴向受力为 60 kNꎮ 由此可知ꎬ 采用锚网索支护方案ꎬ巷道较为稳定ꎬ巷道围岩变形 量、应力分布、围岩破坏状态和锚杆受力状态均在控 3 2014 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 42 卷 制范围内ꎬ该方案可满足 21106 主运输巷支护要求ꎮ 5 巷道矿压监测与支护效果评价 1巷道围岩表面变形ꎮ 巷道围岩表面变形监 测曲线如图 2 所示ꎬ掘进期间巷道顶板变形量为 16 mmꎬ底板底鼓量为 8 mmꎬ顶底板移近量为巷道掘进 高度的 0 69%ꎻ两帮移近量 30 mmꎬ巷道掘进宽度的 0 6%ꎬ巷道断面整体收缩率较小ꎬ巷道距掘进工作 面 80100 m 时处于稳定ꎮ 图 2 巷道围岩表面变形监测曲线 2顶板离层ꎮ 巷道顶板离层监测结果如图 3 所示ꎬ采用顶板位移传感器进行离层监测ꎬ浅部传感 器安装深度为 2 mꎬ深部传感器安装深度为 4 mꎬ浅 部离层量为 0 4 mmꎬ深部离层量为零ꎬ结合表面位 移监测结果判断ꎬ巷道顶板围岩处于稳定状态ꎮ 图 3 巷道顶板离层监测结果 图 4 锚杆、锚索受力监测结果 3锚杆、锚索受力ꎮ 锚杆、锚索受力监测结果 如图 4 所示ꎬ锚杆、锚索初始紧力施加较为合理ꎬ锚 杆预紧力主要为 2030 kNꎬ个别顶板锚杆初始预紧 力达到 37 kNꎬ锚索预紧力主要为 7684 kNꎮ 在锚 杆索受力监测过程中ꎬ除个别锚杆外ꎬ锚杆索 受力变化值普遍较小ꎬ锚杆、锚索受力比较稳定ꎬ支 护参数选取较为合理ꎮ 6 结 论 1 巷道围岩地质力学测试与围岩可锚性试 验ꎬ是近距离煤层采空区下巷道采用锚杆支护技 术的理论依据ꎮ 平朔矿区 11 号煤层处于低地应 力区ꎬ顶板岩层结构受上覆煤层的采动影响节理 裂隙较为发育ꎬ围岩强度变化较大ꎬ在施工过程中 应保证锚杆锚固力和预紧力达到要求ꎬ以保证巷 道安全ꎮ 2针对平朔矿区近距离煤层采空区下巷道围 岩条件ꎬ应坚持及时主动支护、合理预应力施加与 有效扩散、顶板围岩结构强化、“三高一低”及经济 合理性等支护原则ꎬ并根据顶板层间距离的不同ꎬ 分别对支护参数进行了精细化设计ꎬ合理选择“锚 网索”联合支护和全长预应力锚杆支护方式ꎮ 3采用锚网索支护后 21106 主运输巷整体缩 率较小ꎬ顶底板移近量为巷道掘进高度的 0 69%ꎬ 两帮移近量为巷道宽度的 0 60%ꎬ浅部离层量为 0 4 mmꎬ深部离层量为零ꎬ锚杆预紧力 2030 kNꎬ 锚索预紧力 7684 kNꎬ锚杆、锚索受力稳定ꎬ变化 较小ꎬ支护参数选择合理ꎮ 参考文献 [1] 康红普ꎬ林 健ꎬ张 晓ꎬ等.潞安矿区井下地应力测量及分布 规律研究[J].岩土力学ꎬ2010ꎬ313827-831. 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