回采工作面坚硬顶板支护与控制技术研究.pdf

科技情报开发与经济SCI-TECH INATION DEVELOPMENT ＆ ECONOMY2012 年第 22 卷第 9 期 山西沁水煤田 15 号煤层的直接顶板多为 K2 石灰岩，且平 均厚度较大， 多为 8 m～10 m， 属坚硬岩石。由于该类煤层和顶板 具有普遍性， 选择科学合理的顶板支护、 控制及管理技术显得尤 为重要。 顶板锚固支护设计的基本方法主要为工程类比法、理论计 算法和以地质力学为基础的数值计算法。工程类比法是煤矿巷 道锚杆支护设计中应用最为广泛的方法之一，它是根据已经成 功的类似工程经验， 通过类比， 直接提出锚杆支护参数； 对于坚 硬顶板条件下的煤层巷道，理论计算可以很好地确定煤层巷道 的锚固支护参数。坚硬顶板工作面具有来压显现强烈、 动载系数 大、 初次和周期来压步距大、 在随工作面推进的过程中不易自行 跨落及在开采工程中对支架有冲击来压等特点，严重威胁工作 面的安全，而超前工作面煤壁深孔爆破预裂顶板是一种很好控 制管理坚硬顶板的方法。本文以裕兴煤业 15102 工作面为例， 在 对顶板岩性实验研究的基础上，采用工程类比和理论计算相结 合的方法确定工作面顶板锚固支护方式，并采用超前工作面煤 壁深孔爆破预裂顶板法管理控制顶板。 1矿井顶底板岩石物理力学性质 1.1煤层基本情况 开采 15 号煤层， 煤层厚度 4.17 m～5.21 m， 平均 4.49 m， 常夹 0～2 层夹矸， 煤层属结构简单～较简单， 平均埋深约为 160 m。直 接顶板为 K2 石灰岩， 平均厚度 10.60 m， 属坚硬岩石。局部有薄 层泥岩伪顶， 厚 0.05 m～0.50 m。 根据矿方井下实际钻探煤层底板 情况， 15 号煤层底板为 0.70 m 灰黑色泥岩和 2.50 m～3.5 m 粉砂 质岩， 下部为 5.20 m～5.75 m 铝土质泥岩。井田内 15 号煤层为稳 定可采的煤层。 1.2地质构造与水文地质条件 受区域构造影响， 井田内发育以宽缓的背向斜构造为主， 轴 向大致北北东， 两翼地层倾角 3～8； 井田西部发育两条走向近 东西向的正断层 F1、 F2。F1 断层东西走向， 倾向南， 落差 10 m～ 25 m， 倾角 75。该断层在井田内延伸 2 000 m 左右， 为井田的主 要构造。F2 断层东西走向， 倾向南， 落差 5 m～10 m， 倾角 75。该 断层在井田内延伸 500 m 左右， 为井田的主要构造； 未见岩浆活 动， 井田构造应属简单类。 15 号煤层包含受采掘破坏或影响的第四系孔隙、山西组砂 岩裂隙含水层， 补给条件差， 补给水源少， 为简单～中等型。井田 内 15 号煤层底板标高在 910 m～990 m 之间， 奥灰水位为 670 m～ 675 m， 奥灰水对开采 15 号煤层不产生影响。 1.3巷道顶底板岩石物理力学参数 为了得到准确的巷道顶板岩石物理力学参数，在井下施工 钻孔采集岩芯， 图 1 为所采集到的部分岩芯。 对采集到的岩芯进行岩石力学实验研究，结果为区内 15 号煤层顶板为 K2 灰岩， 煤层厚度为 4.49 m， 灰岩厚 9.6 m～9.7 m， 平均单轴抗压强度为 110.32 MPa， 平均抗拉强度为 7.86 MPa， 平 均剪切强度为 47.46 MPa， 平均内聚力为 8.93 MPa， 内摩擦角为 30.05， 钻孔岩石质量指标值 RQD 为 46.3％。图 2 为钻孔岩芯柱 状图。 2工作面锚固支护设计 目前，较成熟的顶板锚固支护理论主要可归纳为三大类 文章编号 1005－6033 （2012 ） 09－0150-03收稿日期2012－02－06 回采工作面坚硬顶板支护与控制技术研究 王传绳， 毕学灵 （山西煤炭运销集团晋城泽州有限公司， 山西晋城， 048000 ） 摘要 以裕兴煤业 15102 回采工作面为例， 对回采工作面坚硬顶板的支护和控制技 术进行了研究， 通过计算， 确定了顶板锚固支护参数和锚固支护设计方案， 介绍了坚硬 顶板在支护和控制方面所采取的主要技术措施和防治经验。 关键词 回采工作面； 坚硬顶板； 锚固支护 中图分类号 TD355文献标识码 A 图 1实验岩样 150 式［1-3］ 一是基于锚杆的悬吊作用而提出的悬吊理论、 减跨理论 等； 二是基于锚杆的挤压、 加固作用提出的组合梁理论、 组合拱 理论以及楔固理论等；三是综合锚杆的各种作用而提出的松动 圈支护理论、 锚固体强度强化理论、 锚注理论、 整体锚固结构理 论等。适用于巷道两帮控制的锚固支护理论主要有挤压加固理 论、 楔固理论及大厚度锚固墙理论［4-5 ］。 2.1围岩稳定性分类及锚固参数选择 该矿井地质条件简单， 岩层倾角小， 且煤层顶底板岩层分布 稳定， 顶板岩层为灰岩， 完整性好， 煤层埋深较小， 煤层厚度平均 为 4.49 m。对矿井 15 号煤层围岩进行分类， 分类结果均为Ⅱ级， 为稳定围岩。 根据煤道锚杆支护技术规范推荐的Ⅱ类巷道锚杆支护基本 形式为端锚； 杆体直径＞16 mm； 杆体长度 1.6 m～1.8 m； 间排距 0.8 m～1.2 m； 设计锚固力 64 kN～80 kN。上述结论将作为本次计 算的基本依据。通过理论计算方法对这些参数进行进一步修正， 以达到最优支护效果。 2.2顶板锚固支护参数 15102 工作面长度为 150 m， 开切眼净宽 7 m， 净高 3.5 m， 矩 形断面。以工作面顶板锚杆锚固为例， 顶板支护载荷集度为 q ∑h 2kMb 2f ∑∑γ32.32（kPa ）（1 ） 顶板锚杆布置密度为 n KK′q F 21.232.32 100 0.77（2 ） 式中 q 为载荷集度； K 为安全系数； K′为变形载荷系数； F 为锚杆设计锚固力。 顶锚杆布置间、 排距为 a 1 n姨 1 0.77姨 ≈1.14（m ）（3 ） 根据采区辅助运输巷断面参数，取顶锚杆排距为 1.2 m， 间 距为 1.2 m， 倾斜角约 20。 锚杆长度的确定， 顶板锚杆长度为 ll1l2l3l4l52.42 m（4 ） 根据算式取 2.2 m。式中 l1为锚杆外露长度； l2为黏锚力积 聚段长度； l3为可承载锚固结构厚度； l4为锚固段锚固力未重叠 区高度； l5为围岩外表面锚固力未重叠区高度。 锚固长度的确定。根据顶板岩层锚固条件，锚固长度最小 为 L锚 100 3.140.0281 000 1.14（m ）（5 ） 锚杆锚固剂的选取。根据设计锚固长度， 按下式计算帮锚杆 锚固需要的药卷长度为 L药K R2-R锚 2 R药 22∑ L锚0.94（m ）（6 ） 根据计算结果， 应该选取树脂药卷 K2335 和 Z2360 各一支。 依上述分析， 若选用的锚杆设计锚固力为 100 kN， 则顶板锚 固参数可确定为 锚固强度 32.32 kPa,锚杆长度 2.2 m， 锚杆间距 1.2 m， 锚杆排距 1.2 m， 锚固长度 1.14 m。 2.3工作面锚固支护设计方案 根据以上理论计算分析， 结合工程类比法， 确定工作面的锚 杆支护设计 （见图 3 ） 。 基本支护方式 锚杆＋网＋钢筋梯子梁。 补强支护方式 快速承载预应力小直径锚索。 锚杆材料左旋螺纹钢（25MnSi ） ，顶锚杆 d 20 mm2 200 mm； 帮锚杆 d 20 mm1 800 mm； 金属可回收锚杆 d 18 mm1 800 mm。 顶锚杆钻孔深度 2 100 mm， 外露 100 mm， 排距 1 200 mm， 间 距 1 200 mm； 靠近两帮的顶锚杆向两帮倾斜 20； 锚固剂 K2335 和 Z2360 各一支。 帮锚杆钻孔深度 1 700 mm， 外露 100 mm， 排距 1 200 mm， 间 距 1 200 mm； 靠近顶板和底板的帮锚杆向两帮倾斜 20； 锚固剂 K2335 和 Z2360 各一支。 锚杆托盘 厚度为 8 mm 钢板穹形多功能锚索托盘， 规格为 150 mm150 mm8 mm。 锚索材料 7 股钢绞线， d 17.8 mm5 200 mm， 钻孔深度 5 000 mm， 外露 200 mm； 锚固剂 K2335 一支和 Z2360 二支。 锚索布置方式 每排 3 根， 间距 2 400 mm， 排距 2 400 mm。 锚索托盘 厚度为 16 mm 钢板穹形多功能锚索托盘， 规格为 300 mm300 mm16 mm。 梯子梁 采用 d 14 mm 整根钢筋， 焊点少， 焊口搭接。在布设 锚杆处焊接锚杆卡栏， 锚杆需安装在卡栏内。 图 2钻孔岩芯柱状图 软弱夹层 层厚/m 6.3 0.9 3.3 2.6 1.9 1.5 1.7 0.2 1.6 4.49 0.7 岩层描述 泥岩， 灰黑色， 岩芯较完整。 泥岩， 灰黑色， 岩芯较破碎。 泥岩， 灰黑色， 岩芯较完整。 石灰岩， 灰黑色， 岩芯较破碎。 石灰岩， 灰黑色， 岩芯较完整。 石灰岩， 灰黑色， 岩芯破碎。 石灰岩， 灰黑色， 岩芯较完整。 底板泥岩， 灰黑色 石灰岩， 灰黑色， 岩芯较破碎。 15 号煤层 王传绳， 毕学灵回采工作面坚硬顶板支护与控制技术研究本刊 E-mailbjb＠sxinfo．net实践与创新 151 1 2001 2001 200 2 400 1 2001 2001 200 1 200 2 4002 4001 1001 100 7 000 1 2001 2001 200 500 500 5501 2001 200 1 800 550 1 2005505501 200 帮锚杆 3 500 1 1002 4002 4001 100 锚索 顶锚杆 5 200 1 2001 2001 2001 2001 200 500 500 2 200 200′0″ 200′0″ 200′0″ 网 12 号铁丝编制的网孔为 50 mm 的菱形网，两帮也可采 用高强度钢塑 （夹筋 ） 网。 应特别注意 在遇断层或地质构造影响带或围岩较破碎、 受 顶板淋水影响段， 应增加锚索密度， 将锚索排距变为 1 200 mm， 必要时采用注浆锚索。在锚索下增加 10 号槽钢梁。开切眼扩宽 后， 立即在切眼中线上加打间距 3 000 mm 的单体柱。 3工作面顶板控制管理 选用超前深孔预裂爆破法对该坚硬顶板进行处理，方案包 括两部分 一是工作面切眼初次爆破方案， 旨在开采之前就将顶 板爆破切断，减少或消除基本顶初次断裂时带来的冲击矿压灾 害； 二是两巷超前分段预爆破方案， 旨在工作面推进过程中， 按 照方案要求， 在规定的距离内分段对基本顶进行预先爆破致裂， 减小或消除基本顶周期断裂时带来的冲击矿压灾害。 4结语 通过对裕兴煤业 15102 工作面顶板岩性的实验研究，针对 该工作面的地质构造和水文条件，采用理论计算和工程类比相 结合的方法对工作面锚固支护进行了设计，并对该坚硬顶板爆 破方案进行了设计与实施，可以有效地控制坚硬顶板条件下冲 击矿压灾害的发生，保障矿井的安全生产和回采工作面人员与 设备的安全。 参考文献 ［1］ 钱鸣高， 缪协兴， 许家林， 等.岩层控制的关键层理论 ［M］ . 徐州 中国矿业大学出版社， 2000. ［2］ 钱鸣高， 石平五.矿山压力与岩层控制 ［M］ .徐州 中国矿业 大学出版社， 2003. ［3］ 何满潮， 袁和生， 景海河.中国煤矿锚杆支护理论与实践 ［M］ . 北京 科学出版社， 2004. ［4］ 王琳.巷道顶板稳定性分类及锚固支护机理研究 ［D］ .太原 太原理工大学， 2007. ［5］ 杨双锁， 康立勋， 钱鸣高.煤矿回采巷道支护围岩相互作 用全过程分析 ［J］ .岩石力学与工程学报， 2002， 21 （增刊） 1978－ 1981. （责任编辑 戚米莎 ） ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ ─ 第一作者简介 王传绳， 男， 1969 年 8 月生， 1992 年毕业于 阜新矿业学院采矿工程专业， 助理工程师， 山西煤炭运销集团晋 城泽州有限公司， 山西省晋城市， 048000. Study on the Support and Control Technology for the Hard Roof in the Mining Face WANG Chuan-sheng, BI Xue-ling ABSTRACT Taking 15102 mining face of Yuxing Coal Mine as an example, this paper studies the support and control technology for the hard roof in the mining face, and through the cultivation, determines the roof anchorage support parameters and anchorage support design scheme, and introduces some main technological measures taken in and prevention experiences obtained in the support and control technology for the hard roof in the mining face. KEY WORDS mining face; hard roof; anchorage support 图 3工作面锚固支护设计 （mm ） 王传绳， 毕学灵回采工作面坚硬顶板支护与控制技术研究本刊 E-mailbjb＠sxinfo．net实践与创新 152