斜沟煤矿厚煤层巷道支护技术研究-sup---_sup-_梁建明.pdf

煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 0引言 随着煤矿开采深度不断延深， 对巷道的支护技术 提出更严峻的挑战[1]。目前斜沟煤矿煤层巷道的支护 方案存在着很大的提升空间[2]。由于斜沟煤矿以往的 工作面采用的支护形式是邻近矿井的的支护形式与 支护参数[3]， 煤层巷道出现了两帮变形和顶板离层的 现象[4-6]， 对本矿职工的生命安全形成了较大的威胁[7]。 本文通过现场监测， 研究单一厚煤层的支护方案[8]， 以 为今后单一厚煤层的支护问题选择更合理的支护方 案[9-10]。 1工作面概况 斜沟煤矿 23107 工作面位于 21 采区回风上山 北侧， 西侧、 北侧为实煤区， 东北侧为原斜沟煤矿旧 矿 13 号煤采空区，上部为 8 号煤层 18103、 18105、 18117 采空区，上部东侧为 18101、 18115 采空区和 原斜沟煤矿 8 号煤采空区。 工作面位于店湾村东南 侧， 东北部有马麻墕塔沟， 黄家沟横穿工作面中南 部。 地表为黄土梁、 峁， 地形起伏较大， 山坡较陡， 地 表被巨厚层黄土覆盖。工作面盖山厚度 142～ 354m。工作面标高为 791～852，地面标高为 983～1182。 该工作面主采 13 煤层， 共布置皮带巷、 材料巷 两条， 巷道形状都为矩形， 材料巷尺寸为 5.2m， 3.6m， 皮带巷尺寸为宽 5.5m， 高 3.8m。23107 综放工作面采 用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤采煤 方法进行回采，工作面采高为 3.6m，放煤高度 10.75m， 采放比约为 12.99， 按一刀一放的正规循环 作业， 循环进度、 放煤步距均为 0.8m， 顶板采用全部 垮落法管理采空区顶板， 13 煤层顶底板岩性情况见 表 1。 斜沟煤矿厚煤层巷道支护技术研究 * 梁 建 明 （山西西山晋兴能源有限责任公司斜沟煤矿 ， 山西 吕梁 033602 ） 摘要 为了解决斜沟煤矿厚煤层巷道支护困难、 维护成本高昂的问题， 在 23107 工作面提出新的巷 道支护方案。 通过对比分析原支护方案与新支护方案的位移监测和应力监测的结果， 发现 23107 工作 面在新支护方案下， 锚索达到预紧力后并呈缓慢上升趋势， 最终趋于稳定， 对顶板起到较好的控制作 用， 并且所有锚索的最大承受载荷明显小于锚索的拉断载荷， 锚索的托锚力是锚索拉断载荷的 1/2， 仍 有很大的富裕量； 巷道变形速度明显减缓， 能够有效抑制的巷道变形， 巷道支护效果良好， 降低巷道的 维修管理费用， 经济效益和社会效益显著。 关键词 厚煤层 ； 支护 ； 应力监测 ； 位移监测 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0026- 04 Research on Support Technology of Thick Coal Seam Roadway in Xiegou Coal Mine LIANG Jianming （Xiegou Coal Mine， Xishan Coal ElectricityGroup Co.， Ltd ， Lvliang 033662 ，China ） Abstract In order to solve the problem ofdifficult support and high maintenance cost of thick coal seam roadway in Xiegou coal mine, a new roadway support scheme was proposed in 23107 working face. By comparing and analyzing the results of displacement monitoring and stress monitoringofthe original support scheme and the newsupport scheme, it is found that under the newsupport scheme, the 23107 working face has a slowly rising trend after reaching the pre- tightening force, and finally tends to be stable. It has better control effect on the top plate, and the maximum load ofall anchor cables is obviouslysmaller than the breakingload ofthe anchor cable. The anchoringforce ofthe anchor cable is 1/2 ofthe cable breakingload, and there is still a lot ofwealth. The deation speed ofthe roadway is obviously slowed down, the roadway deation can be effectively suppressed, the roadway support effect is good, the maintenance and management cost of the roadway is re- duced, and the economic and social benefits are remarkable. Key words thick coal seam; support ; stress monitoring; displacement monitoring ＊ 基金项目 国家自然科学基金资助项目 （51374121 ） 。 26 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 表 123107 工作面顶底板情况 2新支护方案提出 斜沟煤矿在设计工作面时， 巷道支护方案常参考 相邻工作面以确定巷道支护的形式与参数。斜沟矿 23107 工作面两巷选择 12 根强锚杆来支护，具体形 式如图 1 所示。采用 Φ222000mm的锚杆， 布置形 式为 1000mm排距， 900mm的间距。 采用十字型考察法来监测 23107 皮带巷巷道变 形情况， 每隔 100m 设置一个观测点， 每个测点的变 形情况见表 2， 应力变化情况见表 3。 表 223107 皮带巷变形位移情况 表 323107 皮带巷应力监测情况 图 123107 皮带巷旧支护方案 通过查阅文献， 发现巷道在开挖后， 将形成自由 空间， 在其岩体产生自转平衡运动， 因此岩体将会成 为近乎于抛物线的稳定形状， 如图 2 所示， 该结构的 拱高是 h0， 拱跨长度是 2a， 其中 θ 为岩体的内摩擦角 [4-6]。 冒落拱的抛物线方程是 y h0 x2 a2 （1 ） 图 2巷道围岩冒落拱示意图 通过在井下实际现场监测，发现巷道掘成以后， 形成一个稳定严密的椭圆形冒落拱， 在一定的岩层重 力作用下，椭圆形冒落拱开始缓慢变形最后垮落， 此 阶段内压力拱逐步升高， 最后修正普氏拱形成。天然 拱的高度可用如下公式表达 h0 b m f （3 ） 式中， f为煤岩体的坚固性系数， 对于煤来说一般 取 1.5～2.5； B为滑动楔形上顶宽度的一半， 这里取 3； M为安全系数， 取 2。 带入数据计算得到冒落拱的高度是 2.6～4.2m。 h0 b 2 2～1.5 3 2 2～1.5 2.6～4.2m（4 ） 3～4m的冒落拱高度超过巷道所选用锚杆的长度 （2m ） ，致使锚杆因长度过短不能很好支护住巷道顶 板， 发生顶板岩体破碎冒落。虽然锚索可以支护住巷 道顶部的岩体， 但因为巷道跨度长， 加上巷道周围有 断层降低了围岩的坚固系数、 锚索的低延伸率， 同时 存在人为和施工等不确定因素， 致使部分锚索未能发 挥出良好的支护效果， 给巷道产生冒顶事故种下隐患。 在总结对比巷道不同支护方法优缺点， 在理论结 合实际、 安全与经济相结合的原则下， 因斜沟煤矿井 下巷道跨度较大， 23107 皮带巷的支护留下严重问 题， 提出新的支护方案 如果巷道断面是矩形， 则巷道 顶板选用 3 根 Ф225000mm 的锚索和 3 根 Ф22 2000mm 的锚杆联合支护形式， 如图 3 所示， 新方案 可以充分消除巷道顶板沿角滑移和巷道两角破坏。 图 323107 皮带巷新支护方案 顶底板名称岩石名称厚度岩性描述 基本顶粉砂岩约 14m灰色粉砂岩 直接顶砂质泥岩、 泥岩约 13m砂质泥岩、 泥岩 伪顶泥岩约 1.5m灰色泥岩、 炭质泥岩 直接底 炭质泥岩、 铝质 泥岩 约 4-10m 有 2-6m 左右的炭质泥岩伪底， 铝质泥岩遇水易膨胀 23107 巷道 测点分布 0-100m100-200m 200-300m 300-400m 400-500m 500-600m 巷道顶板50mm70mm110mm130mm20mm60mm 巷道两帮15mm60mm70mm120mm140mm70mm 23107 巷道 测点分布 0-100m100-200m 200-300m 300-400m 400-500m 500-600m 巷道顶板80kN150kN200kN180kN90kN150kN 巷道两帮60kN156kN148kN166kN158kN70kN 27 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 3新支护方案监测分析 结合斜沟煤矿煤巷的实际情况， 得到巷道支护监 测指标， 具体见表 4。 监测内容主要有巷道顶板、 两帮 的位移量， 巷道顶板锚杆、 两帮锚杆和顶板锚索的受 力情况， 巷道锚索的受力情况。 表 4皮带巷综合监测监控指标 依据监控指标， 采用十字型考察法研究分析巷道 顶板、 两帮位移情况。监控仪器选用中煤科工集团重 庆研究院有限公司生产的 CM- 300 型测力锚杆仪器 和煤科集团沈阳研究院有限公司生 产 的 新 型 GYS- 600 锚索测力仪器。 CM- 300 型测力锚杆仪器用 来监测监控井下巷道锚杆受力情况， GYS- 600 锚索 测力仪器用来监测监控巷道锚索的受力情况。 通过收 集井下连续 210 天的监测数据， 借助数据分析软件绘 制对比图 4- 图 8。 从图 4、 图 5 发现 新支护方案较旧支护方案两 帮及顶板位移量都明显减小。 相对旧支护方案顶板位 移量减小 110mm， 两帮位移量减小 56mm。新支护方 案巷道围岩变形量在初期呈增大趋势， 在巷道前期运 动中围岩变化剧烈，但后期围岩变形量开始减小， 围 岩变形速度逐渐降低，巷道围岩向着稳定的状态发 展， 最终保持在 42mm， 表明巷道采用新支护方案后 取得了良好支护效果， 有效抑制住巷道变形。 通过图 6、 图 7 发现 23107 皮带巷顶板最大受力 值为 62kN， 巷道侧帮锚杆受力由于锚杆位置不同， 受 力情况也有所不同。分析巷道两帮锚杆受力结果发 现， 3、 7 锚杆因为布置于巷道两帮的最上部位， 受 力不大， 最大受力值仅为 28kN。 而 1、 9 锚杆受到巷 道两帮作用力较大， 最大受力值高达 75kN， 相对锚杆 的最大屈服力 153kN 而言， 仍然有很大的富裕系数。 所以锚杆能够充分达到巷道安全支护的要求。 由图 8 得到巷道顶板 12 锚索最初的受力值 为 25kN， 证明在锚索施工完毕后张拉预紧力未达到 锚索设计标准 100kN。 10、 11 锚索满足张拉预紧力 的标准且受力呈现逐渐上升状态，上升速度缓慢， 150 天后受力升高到 150kN， 且保持稳定状态， 能有 效控制住顶板， 减小顶板的下沉量。 同时发现所有锚 索的最大承受载荷明显小于锚索的 拉 断 载 荷 353kN， 锚索的托锚力是锚索拉断载荷的 1/2， 仍有很 大的富裕量， 能够有效抑制的巷道变形， 巷道支护效 果良好。 图 423107 皮带巷巷道顶板变形对比图 图 523107 皮带巷巷道两帮变形对比图 图 623107 皮带巷顶板锚杆受力示意图 图 723107 皮带巷两帮锚杆受力示意图 图 823107 皮带巷顶板锚索受力示意图 序号项目内容 1巷道表面位移情况顶底板、 两帮相对移近量、 顶板下沉量。 2锚杆受力情况顶板锚杆受力分布情况、 两帮锚杆受力情况。 3锚索受力情况锚索受力状态监测情况。 28 ChaoXing （上接第 25 页 ） 理面。对于层理面巷道，锚杆应垂直于巷道的轮廓 线。另外， 不同的锚固的工艺和技术要求是不同的， 应根据要求进行操作，以确保锚杆与岩层的连接质 量。 3 ） 二次支护的时间。 二次支撑时间和初始支撑 时间必须达到一定的极限时间， 否则周围的岩石压力 不会完全释放， 使得支撑压力过大。 但是， 如果时间 间距太长， 周围的岩石可能会受到过度损坏， 处于早 期阶段。 支撑体的过度变形不利于整个锚固喷射支 撑。 根据矿压观察的结果，巷道变形一般在开掘后 几天至十天内趋于稳定状态， 每条巷道必须根据具体 情况进行变形监测以确定最佳的二次支护时机。 4结论 本文分析了矿压观测，分析巷道和围岩变形规 律， 给出冲击地压防治措施， 保证了大埋深高应力巷 道掘进期间的巷道稳定性， 取得了显著的经济和社会 效益， 对具有相似条件的煤矿也具有一定的参考价值 和意义， 具有广阔的应用前景。 参考文献 [1] 孙海良. 大埋深高应力近距离煤层下位煤层回采巷道布 置方案优化[J]. 中国煤炭, 2017 （9） 48- 50. 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