近距离煤层采空区下回采巷道支护技术研究_宁琦.pdf

煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 0引言 我国的煤炭资源不仅储量丰富，而且赋存条件 复杂多样，尤其近距离煤层群在我国广泛分布。目 前， 我国近距离煤层群多采用下行式开采顺序， 受近 距离上煤层采动影响，下煤层及其顶底板岩层完整 性遭到破坏。 另外， 下煤层开采过程中， 回采巷道围岩 还会受到上部残留区段煤柱的应力集中效应， 使下部 煤层及岩层间的应力环境变得更加复杂。因此， 在进 行近距离煤层群下行式开采过程中，下煤层回采巷 道围岩的稳定性控制技术是煤矿安全的重要保障。 在近距离煤层群开采方面，学者们根据不同煤 层群赋存的具体地质条件，从回采巷道布置和支护 系统设计等方面进行了大量研究。为了进一步探讨 近距离煤层采空区下回采巷道围岩支护技术，本文 以山西某矿区的近距离煤层群的下煤层回采巷道围 岩稳定性控制为工程背景，根据该矿煤层的具体地 质条件和矿压显现情况，进行了回采巷道支护方案 的设计， 并对支护效果进行了监测和分析。 研究结果 可为相似煤层群的安全开采提供借鉴。 1工程概况 1.1煤层赋存条件 如图 1 所示为矿井的钻孔柱状图。 该矿的主采煤 层为 3 煤， 平均埋深大于 500m， 分为 3 上和 3 下煤 层， 两层煤的平均间距为 6.2m， 属近距离煤层。目前， 3 上煤层已经全部开采完成，并且采空区基本被压 实。 3 下煤层平均厚度为 7.5 m， 倾角 2～5的近水 平煤层， 上覆顶板岩层依次为泥岩、 中粒砂岩、 粗粒砂 岩。 3 下煤层工作面设计为一次采全高的综合机械化 采煤方式。 下煤层首采 32501 工作面的回采巷道仍使用上 煤层回采巷道的支护方式， 在进行在 32502 工作面回 采过程中， 回采巷道围岩破坏变形量严重， 并且由于 近距离煤层采空区下回采巷道支护技术研究 宁琦 （大同煤矿集团有限责任公司四台矿 ，山西 大同 037005 ） 摘要 我国近距离煤层群多采用下行式开采顺序， 受近距离上煤层采动影响， 下煤层及其顶底板岩 层完整性遭到破坏。 为了进一步探讨近距离煤层采空区下回采巷道围岩支护技术， 本文以山西某矿区 的近距离煤层群为工程背景， 进行了下煤层回采巷道支护方案的设计。结果表明， 通过采用高强高预 紧力锚杆、 短锚索为顶板和两帮支护措施， 金属网为表面支护措施的加强支护系统可使围岩及支护系 统形成一个有效的支护整体， 支护效果较好， 可满足回采巷道的设计和使用要求。研究结果可为相似 煤层群的安全开采提供借鉴。 关键词 近距离煤层 ； 采空区 ； 回采巷道 ； 支护系统 ； 围岩控制 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 03- 0044- 03 Research on Supporting Technology of Mining Roadway under Goafs at Close Distance NING Qi （DatongCoal Mine Group Co., Ltd. Sitai Coal Mine ，Shanxi Datong 037005 ） Abstract The coal seam group in close quarters in China has adopted the downward mining sequence. Affected by the coal seam mining at close range, the integrity of the rock ation in the lower coal seam and its roof and bottom are destroyed. In order to further explore the surrounding rock support technology of mining roadway under goafs in near seams, this paper takes the coal seam group in Shanxi Province as the engineering background, and designs the support scheme for the mining roadway in the lower coal seam. The results showthat by adopting high- strength and high- prestressed anchor bolts and short anchor cables as the top plate and two- piece support measures, the metal mesh as a surface support measure strengthens the support system and can an effective support for the surrounding rock and supporting system. The overall protection, support effect is good, can meet the design and use requirements of the mining lane. The research results can provide reference for the safe miningofsimilar coal seams. Key words close- range coal seam; goaf; miningroadway; support system; 44 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 顶板破碎大， 巷道维护困难， 给生产造成严重威胁。 图 1煤层及顶底板岩层综合柱状图 1.2底板受力状态及破坏理论 煤层开采过程中， 由于采动影响， 采场周围煤岩 体内的应力会重新分布。以底板破坏为例， 底板岩层 破坏的滑移线理论认为， 受工作面前方煤岩层内超前 支承压力的作用， 在一定范围的底板岩层内会出现应 力分布的不同区域， 即压缩区Ⅰ、 膨胀挤压区Ⅱ和 应力释放区Ⅲ， 并且随着回采工作面的不断推进， 三 区也处于动态转移过程中， 从而使底板岩层发生连续 性的破坏， 煤层底板岩层破坏的滑移线场见图 2。 图 2底板岩体破坏滑移线场 根据滑移线场理论， 煤层底板由于受到支承压力 作用而引起的最大破坏深度 hmax为 hmax Mcosφfln kγHCcotφ ξpiCcotφ 4ξfcosπ 4 φf 2 e φf 2 π 4 tanφf （1 ） 式中 M为煤层采高， m； k 为超前支承压力的应 力集中系数，根据煤层赋存及开采技术条件确定， 一 般在 2～5 之间取值； γ 为上覆岩层的平均容重， N/m2； H 为煤层的埋深， m； C 为煤体粘聚力， MPa； φ 煤体的内摩擦角， rad； φf为底板岩层的内摩擦角， rad； f 为煤层与顶底板岩层接触面的摩擦系数，简化条件 下可取 ftanφ； ξ 为三轴应力系数， ξ1sinφ 1-sinφ 。 由公式 （1 ） 可得 3上煤层开采引起的底板岩层最 大破坏深度可达到 1.69 m。3上和 3下煤层的间距在 4.3～7.9m 之间，并且中间含有一层平均厚度为 2.1m， 强度较低的砂质泥岩， 因此， 3上煤层开采将严 重影响 3下煤层顶板 （即 3上煤层底板 ） 的完整性。 2回采巷道支护设计 考虑到下煤层顶板受到上部煤层开采的采动扰 动及采后遗留煤柱应力集中效应等的影响， 并且鉴于 首采面回采巷道围岩裂隙发育、 顶板破碎、 巷道不易 维护等问题， 因此， 决定对下煤层的回采巷道顶板及 两帮进行加强支护， 以防止冒顶、 片帮等事故， 保证回 采巷道的稳定性。同时， 根据 3上煤层回采巷道的普 通支护方案及支护经验，确定采用高强高预紧力锚 杆、 短锚索为顶板和两帮支护措施， 金属网为表面支 护措施的加强支护系统。 顶部锚杆将顶部锚杆的直径由 20mm 加大到 22mm，锚杆长度由原来的 2400mm增大到 3000mm， 即采用 Q500 φ22mm3000mm 锚杆，间排距仍为 1500mm1500mm， 在此基础上， 为了进一步提高支 护围岩的整体性，配合 W型钢带托盘使锚杆预紧力 得到有效的扩散。 顶部锚索 为了增加了支护系统的整体性，考虑 到两层煤之间的岩层厚度在 8～10m，决定与锚杆并 排使用两根 φ21.6mm4000mm 的锚索，两根锚索 的间距为 2200mm。 帮部锚杆采用 20mm2500mm 的普通锚杆锚 杆， 间排距 700mm700mm， 另外， 考虑到 3 下煤层 的煤质较软， 为了防止严重片帮事故的发生， 由于煤 质较软易产生片帮， 两帮上部 2 根锚杆采用 32mm 3500 mm锚杆， 并配合 W型钢带托盘。 金属网 为了防止漏顶漏矸， 在顶板和帮部辅助 使用金属网和钢筋托梁。 回采巷道支护系统的断面布 置如图 3 所示。 图 3回采巷道断面支护系统布置示意图 45 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 3巷道围岩稳定性控制效果 为了验证 32502 工作面回采巷道支护方案的支 护效果， 采用 “十字交叉法” 对回采巷道的锚杆受力 和顶底板及两帮移进量进行实时检测， 以此分析巷道 围岩的变形破坏规律， 两巷测点布置如图 4 所示。 图 4回采巷道监测点布置示意图 从各个监测点的监测数据可知， 各个测点位置巷 道围岩的变形规律基本一致， 因此选取具有代表性的 18 测点进行锚杆受力和围岩移近量的规律分析。 监 测过程为该测点距离工作面 200m 和工作面推过测 点 100m的范围， 根据工作面的推进速度计算监测天 数为 20 天。 从图 5 所示的锚杆受力变化曲线可知， 随着回采 工作面的不断推进， 锚杆、 锚索的受力变化趋势基本 相同， 并且从第 6d 开始力值开始增大， 在 6～12d 范 围内基本呈线性增加， 在第 12d 左右趋于稳定， 稳定 维持天数为 12～16d， 随后力值开始下降到另一较低 稳定状态，锚杆锚索最大力值在设计承载能力范围 内。从图 6 顶底板及两帮的移近量变化曲线可知， 从 第 7d 开始巷道围岩变形明显加快， 在第 15 天时变形 量增长较小，开始趋于稳定，顶底板最大移近量为 92mm， 两帮最大移近量为 85mm， 在规定允许的范围 内， 不会影响巷道的正常使用。 图 5锚杆锚索受力变化走势图 分析其原因主要是工作面推进过程中受超前支 承压力的影响较大和工作面推过后较短距离内采动 的影响， 造成 6～16d 观测数据明显增大。综合比较， 32502 回采工作面巷道变形量明显小于首采面 32501 的变形量， 改进后的支护参数满足该条件下的回采巷 道围岩变形要求， 支护效果良好。 图 6回采巷道围岩移近量走势图 4结论 1 ） 在近距离煤层采用下行式开采方式时， 要尤其 关注上煤层开采造成的底板破坏， 加强下煤层开采时 的回采巷道支护， 及时有效地控制围岩变形， 以保证 下煤层回采过程的安全性。 2 ） 实践证明， 通过采用高强高预紧力锚杆、 短锚 索为顶板和两帮支护措施， 金属网为表面支护措施的 加强支护系统， 对下煤层回采巷道进行支护， 可使围 岩及支护系统形成一个有效的支护整体， 从而显著增 强围岩自承载能力， 支护效果较好， 可满足回采巷道 的设计和使用要求。 参考文献 [1] 董宇, 谢文兵, 荆升国, 等. 近距离煤层采空区下回采巷 道高强稳定型支护技术 [J]. 煤炭科学技术, 2013, 412 19- 23. 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