西曲矿采空区下近距离煤层回采巷道支护实践.pdf

412019 年第 2 期 西曲矿采空区下近距离煤层回采巷道支护实践 侯拴贵 （山西西山煤电股份有限公司西曲矿，山西 太原 030200） 摘 要 以西曲矿 29205 工作面为研究对象 , 分析了采空区下近距离煤层回采巷道顶板破坏机理，提出了不同煤层间距 条件下采取 U 型钢架棚支护和锚网索钢带联合支护两种支护方案，并在 29205 工作面回风巷进行实践。结果表明，该支 护方案的实施有效地保证了该回采巷道的稳定性，支护效果较好。 关键词 近距离煤层 回采 巷道 支护 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2019.02.017 Practice of Supporting Mining Gateway in Close Range Coal Seam under the Goaf of the Xiqu Coal Mine Hou Shuan-gui Xiqu Mine, Shanxi Xishan Coal and Electricity Co., Ltd., Shanxi Taiyuan 030200 Abstract Analyzed the roof failure mechanism of the near-mechanized mining roadway under the goaf, and take the 29205 working face of the Xiqu Mine as the research object. U-steel frame supports and anchor meshes are proposed under different coal seam spacing conditions, and carried out in 29205 working face return air lane, the result shows that the implementation of this support scheme can effectively guarantee the stability and support effect of the mining roadway is good. Key words close coal seam mining roadway support 收稿日期 2018-06-21 作者简介 侯拴贵（1978-），男，山西晋城人，本科，工程师， 2012 年毕业于山东理工大学采矿工程专业，现从事煤炭采掘管理 工作。 近距离煤层一般是指井田开采范围内相邻煤层 层间距低于 10m 的煤层，近距离煤层开采时很大程 度会受到相邻煤层矿山压力影响，给下部工作面回 采巷道支护带来不利影响 [1-4]。西曲矿设计生产能力 300 万 t，主采煤层为山西组 3、4煤层和太原组 8 和 9煤层，其中北二采区所采为 9煤层，距离上 部 8煤层平均为 7.4m，上部 8煤层已经于 2005 年 全部采空，8煤层采空区围岩活动基本稳定，但开 采过程中对 9煤层顶板形成的破坏不可恢复。为了 解决 9煤层回采巷道支护难题，以北二采区 29205 工作面为例， 对9煤层回采巷道破坏机理进行分析， 提出合理的支护方案。 1 工作面概况 29205 工作面位于北二采区中部，南邻 29204 工作面采空区，北部为实体煤，西部为 083 运输大 巷，东北部为遗留的小煤窑采空区。工作面所采 煤层为太原组 9煤层，埋深为 168225m，倾角为 37，平均为 3.5，煤层厚 2.02.4m，平均为 2.2m，属于稳定可采中厚煤层。工作面所采 9煤 层与上部 8煤层间距为 7.511.2m，平均为 7.4m， 岩性为砂质泥岩和细粒砂岩，均厚分别为 4.3m 和 3.1m，上部 8煤层均厚 4.1m，20205 工作面上覆 8 煤层 28204 和 28205 采空区，两工作面间保护煤柱 宽度为 25m，该采空区已经形成约 10 年，采空区 围岩活动基本稳定。29205 工作面底板为均厚 5.3m 的砂质泥岩-细粒砂岩， 工作面布置两条回采巷道， 均沿 9煤层顶板掘进，巷道断面为矩形，规格（宽 高）为 3.62.2m。 2 采空区下近距离煤层回采巷道破坏机理 近距离上部煤层开采后，处于平衡状态的三相 围岩应力遭到破坏，围岩应力的重新分布对底板围 岩发生作用，当应力超过围岩承受极限时便会造成 围岩出现压剪和拉伸破坏。学者魏西克通过压膜试 验提出了岩土出现塑性滑移时极限承载力计算公 422019 年第 2 期 式，张金才等人对其进行了补充和完善，并得出了 煤层底板破坏塑性区边界，具体见图 1 所示。由图 1 可知，工作面开采后，底板出现塑性破坏区，塑 性破坏区主要由主动极限区、过渡区和被动极限区 组成，其中主动极限区为 aab，过渡区为 abc，被动 极限区为 acd，在工作面开采后，在采空区周围底 板岩层产生支承压力，支承压力如若超过岩体能够 承受的应力极限时便会产生塑性形变破坏，由于该 区域岩体在垂直方向受到压缩，水平方向势必会出 现膨胀现象，膨胀岩体会挤压过渡区范围的岩体， 并将应力传递到该区域，过渡区岩体受到挤压后会 继续向采空区方向移动，并挤压被过渡区岩体，造 成过渡区和被过渡区底板岩层发生塑性破坏。根据 所得底板极限载荷计算可得底板破坏深度为 6.2m， 同时为了了解北二采区 8煤层底板破坏情况，从下 方 9煤层向上打钻孔进行窥视，显示 8煤层底板 56.4m 范围内裂隙发育，说明 8煤层底板破坏深 度一般为 56.4m。 图 1 煤层开采底板塑性破坏区 3 支护方式的确定 3.1 支护方式的选择 西曲矿近距离煤层以往多采用架设 U 型钢棚支 护，U 型钢棚属于被动式支护，支护强度大，能够 有效预防顶板冒漏现象，对于采空区下近距离回采 巷道支护较为有利。但是，U 型钢棚支护效果易受 巷道成型影响，在过煤柱遇到集中应力时容易造成 U 型钢棚变形失稳，且在回采过程中需要对 U 型钢 进行回收，工作量很大。 结合矿井锚杆和锚索型号，决定当层间距低于 8.5m 时采用架设 U 型钢支护；当层间距超过 8.5m 时采用注浆锚索配合锚杆、 金属网、 W钢带进行支护。 这样可利用注浆锚索充分地将浆液填充到岩体裂隙 中，起到加固破碎岩体的作用，提高了岩体的完整 性和强度，为锚网索支护提供了坚固的锚固基础。 3.2 支护实践 （1）架棚支护。当层间距低于 8.5m 时采用 36U型钢架设拱形棚， 中宽2.8m， 下宽4.0m， 高2.6m， U 型钢棚间距为 0.8m，棚子间采用金属连杆连接， 顶板和两帮用背板刹紧背实。 （2）锚网索钢带支护。当层间距超过 8.5m 时 采用锚网索支护， 断面规格 （宽高） 为3.62.2m， 考虑到顶板的完整性受到 8煤层开采影响，顶锚索 选用规格为 Ф224000mm 的注浆锚索，锚索间排 距为 15001500mm，要求预紧力不低于 120kN。 顶锚杆选用 Ф202200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚 杆，锚杆间排距为 750750mm，要求紧固力不低 于 75kN，其中顶角锚杆与水平呈 25夹角，金属 网的网孔规格为 5050mm，W 钢带宽 108mm，要 求金属网与钢带配合锚杆锚索联合支护。帮锚杆选 用规格 Ф182200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆， 锚杆间排距为 700700mm，要求锚固力不低于 50kN，帮网规格与铺设与顶板相同。支护参数具体 见图 2 所示。 图 2 29205 工作面回风巷锚网索钢带支护示意图 3.3 支护效果分析 为了确保 29205 工作面两巷施工安全，检验 巷道支护参数是否合理，掘进和回采过程中，在 29205 工作面回风巷分别布置 4 个十字交叉测点进 行观测巷道收敛变形。结果显示，采用锚网索钢带 支护时，掘进期间，巷道施工 3 个月后两帮收敛累 计平均为 124mm，顶板下沉累计平均为 45mm，约 为设计尺寸的 3.4 和 2.1；回采期间，动压区影 响范围为煤墙前方 95m 左右，动压区两帮累计变 形量平均为 435mm，顶板下沉量平均为 128mm， 约为设计巷道尺寸的 12.1 和 5.8。采用 U 型钢 棚子支护条件下，掘进施工 3 个月后两帮变形仅 32mm，顶板下沉 13mm；回采期间，两帮变形为 123mm，顶板下沉 47mm。 由此可知，根据煤层间距的不同选择差异支护 方式是合理的，在 U 型钢和锚网索钢带支护条件下 （下转第 45 页） 452019 年第 2 期 由图 3 模拟数据分析得出二次注浆加固后， 巷道的最大垂直位移从 931mm 降低至 395mm，相 对于二次注浆前减少了 58 之多。 由图 4 模拟数据分析得出二次注浆加固后， 巷道的最大水平位移从 774mm 降低至 272mm，相 对于二次注浆前减少了 66。 表 1 二次注浆前后煤岩体力学参数 岩石类型 抗拉强度 /MPa 内聚力 /MPa 内摩擦角 / 泊松比 弹性模量 /GPa 密度 kg/m3 粉砂岩9.88.5380.2229.712735 砂质泥岩7.081.8370.2827.082776 3煤 （注浆前） 2.370.27380.252.371382 砂质泥岩6.51.0280.1813.72611 粉砂岩8.87.2260.2219.62628 3煤 （注浆后） 2.370.52280.252.371783 5 结论 （1）根据现场调研与理论分析，确定复用巷 道在超前支承压力达到峰值的位置进行一次注浆加 固，并于滞后采煤工作面的变形速度最大处进行二 次注浆。 （2）经过现场工程试验，在复用巷道水平位 移方面二次注浆加固后相对于二次注浆前减少 503mm 的移近量；在复用巷道垂直位移方面二次 注浆加固后相对于二次注浆前减少 537mm 的移近 量，基本满足现场要求，也进一步验证了数值模拟 的正确性。 a 二次注浆前 b 二次注浆后 图 2 二次注浆前后巷道应力变化云图 a 二次注浆前 b 二次注浆后 图 3 二次注浆前后巷道垂直位移变化云图 a 二次注浆前 b 二次注浆后 图 4 二次注浆前后巷道水平位移变化云图 【参考文献】 ［1］ 胡国伟，靳钟铭 . 大采高综采工作面矿压观测及 其显现规律研究 [J]. 太原理工大学学报，2006， 37（02）127-130. ［2］ 赵军，彭博，柳杰，等 . 大埋深大采高回采巷道 矿压显现规律研究[J].煤矿开采， 2013， 18 （04） 100-103. ［3］ 钱鸣高，茅献彪 . 采场覆岩中关键层上载荷的变 化规律 [J]. 煤炭学报，1998（02）135-139. ［4］ 钱鸣高，石平五，许家林 . 矿山压力与岩层控制 [M]. 中国矿业大学出版社，2010. ［5］ 李云，韩立军，孙昌兴，等 . 大松动圈破碎围 岩二次注浆加固试验研究 [J]. 煤炭科学技术， 2012，401219-23. （上接第 42 页） 能够有效地控制区域范围内顶板下沉和两帮收缩， 支护方式较为合理。 4 结语 采空区下近距离煤层顶板受到上部煤层开采破 坏影响，其强度和完整性大幅度降低，支护难度较 大。在选择采空区下近距离煤层回采巷道支护方式 时，应了解和掌握顶板破坏特征，选择合理的支护 方式。29205 工作面支护实践表明，通过采用差异 支护可有效控制采空区下近距离煤层回采巷道变形 破坏，该支护应用为西曲矿采空区下近距离煤层回 采巷道支护积累了实践经验。 【参考文献】 ［1］ 王芝广 . 极近距离煤层采空区下煤层巷道支护研 究 [J]. 山西煤炭，2015（04）40-43. ［2］ 刘伟 . 近距离煤层采空区下回采巷道合理位置确 定 [J]. 江西煤炭科技，2017（02）105-107. ［3］ 高建军，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，2014，42 （05）1-4. ［4］ 韩春晓，吕庆刚，张振凯 . 近距离煤层采空区下 巷道锚杆支护的探索 [J]. 水力采煤与管道运输， 2008（03）65-68.