支承压力作用期沿空掘巷锚网支护技术.pdf

3 2 能 源 技 术 与 管 理 2 0 0 7年第 2期 支承压力作用期沿空掘巷锚网支护技术 李全 淮南矿业集团 安装分公司 ， 安徽 淮南 2 3 2 0 3 8 [ 摘 要] 论述 了支承压力作用期沿空掘巷锚 网支保护技术的可行性 ， 总结分析 了巷道 围岩 变 形参数及相互关 系及扩大高强度锚杆支护技术的应用范围。 根据支承压力稳定的时 间分段计算． 确定锚杆和锚 索联合支护的间排距 、 锚索的锚深和锚杆长度等主要支 护参数 ． 实现 了支承压力作用期区的沿空巷道的安全生产和断面的使用要求。 [ 关键词] 支承压力； 岩空掘巷； 锚 网支护技术 [ 中图分类号 ]T D3 5 3 ． 6 [ 文献标识码 ]B [ 文章编号】 1 6 7 2 - 9 9 4 3 2 o 0 7 0 2 0 3 2 2 0 引 言 高强度锚杆支护技术在新庄孜矿 已推广应用 多年 ． 并取得了成功的经验和显著的经济效益。 但 在支承压力作用期沿空掘巷的应用在新庄孜矿 尚 没有实验过。 由于受接替关系的影响， 并为了达到 多回收煤柱的 目的新庄孜矿在 6 6 1 O 8上巷外段支 承压力作用期沿空掘巷中成功的取得 了高强度锚 杆支护技术 ， 取得了显著的经济效益和社会效益。 1 掘进巷道概况 6 6 1 0 8上巷平均煤厚 2 ．0 m， 煤层倾角为 2 8 。 ， 直接顶为 1 ． 3 ～ 3 ． 5 m厚的泥质粉砂岩 ；老顶为 7 ～ l l m厚的灰白色细砂岩。 该巷为留设煤柱 5 m沿 空掘巷 ， 巷宽 3 ． 5 m， 中高 3 ． 5 m的斜顶矩形断面 ， 其长度 1 2 0 0 m，其 中外段 3 4 4 m上部采空区稳 定期仅为 4 8 ～ 1 l O d ， 根据矿压观测资料 ， 沿空掘 巷合理滞后时间应不少于 4个月 ，因此该段掘巷 处于支承压力作用期内。 2 沿空掘巷煤柱 留设依据 经锚 固力实验并根据矿压观测资料 ，确定煤 柱宽度大于 3 ． 5 m。由于受采空 区采动压力的作 用 ．近采空区边缘的护巷煤柱以及上覆顶板遭到 较严重的破坏 ． 煤体形成破碎区 、 塑性区和弹性区 3个区域 。在破碎区和塑性区煤体及上覆顶板形 成较多的破裂和裂隙。 根据新庄孜矿采场数值模拟结果 ，煤柱尺寸 小于 5 m煤柱时 ， 巷道上方的顶板已较破碎 ， 不能 保持完整性 ， 其载荷主要在小煤柱上 ， 煤柱已不能 稳定． 变形量较大。 从有利于锚杆支护煤围岩稳定 性的角度考虑 ， 1 5 m煤柱较为合适。 但是 ， 新庄孜 矿采用锚杆支护技术以来 ，采空区稳定后的沿空 掘巷煤柱一般为 4 ～ 5 m， 顶锚杆直径 由 1 6 mm增 大到 2 2 m m． 从没有发生冒顶事故 。因此， 从多回 收煤炭资源及瓦斯防治的角度考虑，确定支承压 力作用期沿空掘巷煤柱尺寸为 5 m。 3 巷道掘进及支护技术 由于受工作面衔接因素的影响 ，将上巷分为 里外 2段 ， 采用 S 1 0 0掘进机掘进 。里段采空区稳 定期大于 l 1 个月 ． 由外向里掘 ； 外段由里向外掘 ， 采空区稳定期由 1 1 个月逐渐减少到 1个半月。 采用高强度全长锚 固顶锚杆 ， 可以防止顶板 岩层的相互错动 ． 提高岩层的抗剪能力 ； 防止任何 两点的相对变形和离层 ， 提高围岩的稳定期 ； 避免 因锚杆托盘上岩石塌落引起的锚杆失效 ，使锚杆 始终保持较大的锚 固力。 支承压力稳定区 顶锚杆排距最大值 1 m， 间 距 为 6 0 0 mm、 9 0 0 I n n l ，顶 锚 杆 为 q 2 2 x 2 4 0 0 mm 高强左旋螺纹钢锚杆 ． 锚 固力为 1 5 0 k N； 帮锚杆 间排距最大值 8 0 0 m m， 锚杆为 q 1 8 x 2 0 0 0 m m高 强左旋螺纹钢锚杆， 锚固力 8 0 k N。顶及上帮铺金 属 网， 下帮铺注塑网。 支 承压 力作 用期 I 6 4 m 、 I I 8 0 m 和 Ⅲ 2 0 0 m段 顶锚杆排距按最大值控制，最大值 9 0 0 m m、 间距为 6 0 0 m m、 9 0 0 mm； 帮锚杆间排矩 按最大值控制．最大值分别为 7 0 0 mm 、 6 0 0 m m 和 5 0 0 mm。 顶锚杆同上 帮锚杆为 q 1 8 x 2 0 0 0 mmA 3钢 锚杆。在 I、 Ⅱ和Ⅲ段岩巷中施工一排点锚索， 锚 深 6 m， 锚索间距分别为 5 m和 2 ． 5 m， 预紧力不 维普资讯 2 0 0 7年第 2期 李 全支承压力作用期沿空掘巷锚网支护技术 3 3 小 于 1 3 0 k N。 4矿压观测及分析 表面位移的观测站。在支承压力稳定区设置 1 ～ 3 ， 支承压力作用区 I 段 6 4 m 、 I I 段 8 0 m 和Ⅲ段 2 0 0 m 分别设置 4 ～ 6 。 顶板测力锚杆观测站 2个 。顶锚索测力计 1 个 I 段 、 帮锚杆测力计 4个 Ⅱ段 ； 三点位移计 2 套 Ⅱ段 以及 1 5 个离层仪 ， 其 中支承压力作用 期 8 个 。围岩表 面位 置观测 如表 1 、 2所 示 。 表 1 巷道表面位移统计 5观测分析 从 围岩位移观测情况表 1 、 2可见 ，支承压力 稳定后和支承压力作用期沿空掘巷移近量 两帮 分别是顶底板 的 5 7 5 ％和 5 2 3 ％， 上帮分别是下帮 的 1 3 0 ％和 1 7 0 ％，顶板下沉量分别是底鼓量 的 2 0 3 ％和 1 7 4 ％。支承压力作用期沿空掘巷顶板下 沉量和两帮移近量分别是支承压力稳定后掘巷的 1 4 0 ％和 1 2 7 ％，支承压力作用期掘巷上帮移近量 支承压力稳定后的 1 2 8 ％。 矿压显现非常明显，留设的煤柱使巷道处于 残存的支承压力峰值区，巷道位置的煤体为承受 高压的塑性 区， 煤体强度急剧降低 ， 煤柱遭到破坏 而卸载 ， 引起煤柱向巷道方向压出。 支承压力作用 区上帮位移量是下帮的 1 ． 9倍 ，稳定后掘巷上帮 位移量之比， 顶板和上帮均为 l 3 。 其他观测分析 。 测力观测结果 锚索 的承载力 在1 3 0 ～ 2 0 0 k N， 帮锚杆的承载力小于 4 0 k N 随着 支护时间延长 ， 上帮锚杆受力有所下降， 下帮锚杆 受力逐渐上升， 反映出沿空帮煤体逐渐破坏． 使部 分锚杆失去作用， 发生片帮现象。 三点位移计观测 显示出上帮位移量明显大于下帮 ．这与围岩观测 结果是相一致的。顶板离层仪观测结果为顶板下 沉量最大为 6 7 mm， 平均为 3 3 m m， 与支承压力稳 定期的顶板下沉量相近 。 6 结 论 通过对高强锚杆支护技术及技术管理水平的 综合分析， 根据支承压力稳定的时间分段计算 ， 并 确定锚杆和锚索联合支护的间排距 、锚索的锚深 和锚杆的长度等主要支护参数是可以实现支承压 力作用期区的沿空巷道的安全生产和断面的使用 要求 。留小煤柱的支承压力作用期沿空掘巷的可 以采用高强锚杆支护体系。支承压力作用期 比稳 定期沿空巷的围岩变形量大 ，且巷道稳定时问增 长； 但能满足通风和运输安全的需要。 巷道支护成 本 比稳定后掘巷增加 2 4 0元， m以上。可是与不能 正常接替相比， 如果影响 3个月， 将造成巨大的损 失 。 [ 作者简介 ] 李全 1 9 5 7 一 ， 男， 安徽寿县人， 工 程师， 毕业 于淮南矿业 学院， 长期从 事工程质 量管理工作， 现工 作于淮南矿业集团 安装工程分公司质管中心。 [ 收稿 日期 2 0 0 6 1 2 1 4 ] 维普资讯