深部孤岛面回采巷预应力锚杆支护技术.pdf

2 0 0 7年第 3期 能 源 技 术 与 管 理 2 5 深部孤岛面回采巷预应力镭轩支护技术 丁乃 峰 ， 邢延 团 ， 张洪鹏 ， 1 ．淄博矿业集 团有 限责任公 司 安监局 。 山东 淄博 2 5 5 1 2 0 2 ． 淄博 矿业集 团有 限责任公 司 许厂 煤矿 ， 山东 济 宁 2 7 2 1 7 3 3 ． 淄博矿 业集团有 限责任公 司 岱庄煤矿 ， 山东 济 宁 2 7 2 O 7 5 [ 摘 要 ] 许厂煤矿 4 3 0采区在支护方式上沿用 1 3 0采 区的支护方案 ，即锚杆采用普通全螺 纹钢锚 杆 由于 4 3 0采 区深度加 大且地 质条 件发 生较 大 变化 ， 掘 进过 程 中施 工难度 极大。针对该采区 4 3 0 3孤 岛工作 面的工程 实践 ， 在数值模拟研 究巷道 围岩变形机 理的基础上 ， 得到不 同尺度煤柱条件 下， 上覆 围岩运动及应 力传递规律 ， 提 出了该 条件 下 回采巷 道 采 用 窄煤柱 沿 空掘 巷 时合 理 尺 寸 ， 设 计 了巷 道 断 面 ， 确 定 了预 应 力 锚杆支护参数 ， 巷道 围岩得到有效控制。 [ 关键词] 深部开采； 回采巷道 ； 预应力锚杆 ； 数值模拟 [ 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 4 3 2 0 0 7 0 3 0 2 5 0 3 0 引 言 近年来。许厂煤矿在窄煤柱综放沿空掘巷的 维护方面 已积累了大量成功的经验 ，随着采深的 加大 ，由于 4 3 0采区与 1 3 0采区地质条件有较大 差异 ， 沿用 1 3 0采区的支护方案 ， 巷道掘出后顶煤 冒落 ， 不仅影响掘进速度 ， 而且巷道成型很差 ， 支 护效果差 ； 顶板 出现明显 的“ 网兜” 现象 ， 造成严重 的安全隐患。 工程实践表明， 围岩变形强烈甚至导 致 冒顶 的原因常常不是锚杆强度不够造成 的， 支 护形成的承载结构特性和锚杆 的预拉力 初锚力 对顶板的稳定性起到了更为关键 的作用[ 1 - 3 ] 。 只有 通过提高支护的预拉 ．即高强预应力支护才能够 实现巷道 的维护结构稳定。孤岛开采条件下大煤 柱的沿空掘巷在 1 3 0采 区也进行了成功的实践 ， 但在采深加大了约 2 0 0 m 的 4 3 0采区进行孤岛沿 空掘巷仍属首次 ．因此亟需开展孤岛型工作面条 件下留窄煤柱沿空掘巷的支护问题研究 。针对该 问题提出了高强预应力锚杆支护的方案并在现场 进行 了工业性试验 ， 保证 了安全生产。 1 试 验巷道概况 1 4 3 0 3孤岛面位置 。4 3 0 3工作 面位于 4 3 0 采 区， 该面为本采区的孤岛面 ， 上下分别 为 4 3 0 1 和 4 3 0 5工作面的采空区， 4 3 0 3运输巷与 4 3 0 1工 作面采空 区相 临。地 面标高 约为 4 0 m， 井下在 一4 6 4 ． 4 5 1 0 ． 9 m之间． 巷道埋深约 5 0 0 m左右。 2 煤层开采技术条件。 巷道施工层位处于下 二迭统山西组 3下 煤层及其顶底板岩层中。煤层 厚 3 ． 8 4 ． 5 m， 平 均 4 ． 1 m； 煤层倾 角 0 8 。 ， 平均 4 o 。 局部煤层含 0 ． 3 m的炭质泥岩夹矸。 而且该采 区煤层顶煤裂隙发育 、 松软破碎 、 不稳定层厚度在 1 ． 5 m左右 ， 控顶 自稳时间短 ， 在掘进过程 中易 冒 落 ， 施工难度极大。该区域构造类型中等偏简单 ， 主要表现以断层为主， 其次为褶曲． 对巷道掘进会 造成一定的影响。 2 巷道 围岩 变形机理的数值模拟 为 了 掌 握 巷 道 围 岩 的 变 形 机 理 ，采 用 U D E C 3 ． 1数值模型软件对 4 3 0 3孤岛工作 面回采 巷道的应力分布规律与 围岩变形特点进行相关的 分析 ． 提出合理的窄煤柱宽度和锚杆支护参数。 2 ． 1 模 拟 方法 工作面开掘引起覆岩破断与运动 ．巷道开掘 引起围岩应力重新分布及围岩变形 ，数值分析过 程时步虽不能与实际开采影 响时间过程相对应 ， 但数值分析 中不同时步应力 、位移结果反 映了实 际开采过程 中岩层位移和应力演化过程和结果 。 建立整体模型 ， 进行模型原岩应力平衡计算 ； 然后一次开挖相邻工作面 ， 形成孤岛工作面 ， 模型 应力平衡计算 ； 开挖孤岛工作面轨道巷 ， 按相应设 计参数进行锚杆支护 ， 模型应力平衡计算。 2 ． 2 数 值 模拟 模型 本次模拟方案的范 围取 8 0 0 m3 1 5 m， 其中 煤层顶板以上覆岩层取 2 9 0 m。 新掘 4 3 0 3轨道巷 道断面为矩形 宽 高 4 ． 4 mx 3 ． 0 m。 为充分考虑不同煤柱宽度对轨道巷变形 的影 响程度 ，根据许厂煤矿 的围岩条件和孤岛工作面 维普资讯 2 6 丁乃峰等深部孤岛面回采巷预应力锚杆支护技术 2 0 0 7年第 3期 的尺寸 ． 在开挖形成孤岛工作面后 ． 根据计算结果 将煤柱宽度 ．初期分别设计 3 m、 6 m、 1 0 m、 2 0 m 等 4个方案。 根据计算结果 ， 又设计了 5 m煤柱和 5 m煤柱注浆加固 2个方案 ， 共计 6个方案。 老顶初次来压步距平均为 2 3 ． 9 m，平均周期 来压步距为 1 3 ． 7 m的实测数据 ， 考虑一定安全系 数 ， 将模型中老顶的断裂块度划为 1 4 m。 为 了得到轨道巷围岩的最大可能变形量 ． 以 对生产进行指导．将巷道围岩的煤体计算块度划 分为 O ． 5 m O ． 5 m，直接顶块度划分为 1 m l m。 4 3 0 3工作面各岩层力学参数如表 1 所示。 表 1 4 3 0 3工作面各岩层力学参数 2 ． 3 围岩应力数值计算结果分析 数值计算得到 4 3 0 3临近工作面开采后采空 侧的围岩结构、 塑性区分布及围岩位移矢量 ， 由此 分 析 可得 由于工作 面开采后 ， 老顶 关键层 下沉并在 煤体内部发生断裂 ，煤体上的顶板弯曲并 以一定 角度 向采空区倾斜 ， 侧向支承压力 向煤体内转移。 在这过程 中， 边缘煤体被破坏 ， 形成一定厚度的破 碎区。由关键层理论分析采空侧上覆岩层活动规 律可知， 上侧工作面采过后 ， 老顶 关键层 在煤体 内断裂形成“ 大结构” 承担上覆岩层大部分压力[ 4 ， 。 根据孤岛工作面覆岩各层位垂直应力状况分 析 ． 煤层顶板垂直应力有明显的分区特征 ． 在孤 岛 煤柱两端有明显的应力“ 驼峰” ． 孤 岛煤柱的中间 应力 比较平缓 。 两端垂直应力基本对称 ． 没有完全 对称是因为左右两侧煤体块度划分大小不一致。 根据孤岛工作面端头覆岩各层位垂直应力状 况分析可知 ．由于受相邻采空 区侧 向支承压力的 影响 ，孤岛面煤层顶板的支承压力高峰在煤壁内 6 ～ 8 m。垂直应力最大约在原岩应力 的 3倍左右。 同时 ． 在距离采空 区约 2 5 m的范围内． 直接 顶和老顶层面上的垂直应力也处于明显的峰值 区 内， 其值较低 ， 约在原岩应力的 2倍左右。 从直接顶和老顶 的垂直应力分布看 ．避开高 垂直应力的煤柱宽度应在 2 5 m以上 而从煤层层 面上的垂直应力看 ．采用 7 m 以下和 1 4 m以上 的煤柱均可避开高应力 。 但窄煤柱条件下． 在其上 覆岩层中的垂直应力并不低 ， 为此 ， 利用数值计算 的方法对 3 m、 6 m和 1 0 m三种煤柱宽度 的方案 进行了研究 。 2 ． 4 围岩变形数值计算结果分析 在生产实践 中．当留窄煤柱掘巷时．煤柱越 宽 ， 巷道就越靠近支承压力峰值 。 邻 近工作面一次 采动引起支承压力与本工作面二次采动引起支承 压力叠加 ，从而使工作面前方巷道承受更大 的支 承压力 ， 煤柱产生剧烈破坏 ， 巷道周边的塑性 区、 破碎区的范围进一步扩大 ] 。为确定沿孤岛面采 空 区边 缘 留不 同煤柱宽度掘进巷 道时围岩变形 量 ， 进一步确定合理的窄煤柱宽度。 不 同煤柱尺寸 巷道围岩最大变形值 比较如表 2所示。 表 2不 同煤柱尺寸巷道围岩变形量 mm 综上所述 ． 当煤柱宽度在 2 0 m时 ． 巷道的顶 底板位移量和两帮移近量都比较小 。当煤柱宽度 在 1 0 m左右时， 巷道的顶底板位移量和两帮移近 量都 比较大。 当煤柱宽度在 6 m以下时． 煤柱宽度 为 3 m的巷道变形量和煤柱的稳定性均较差 ； 煤 柱宽度在 5 m、 6 m时的巷道变形量较好 ．对 5 m 煤柱进行注浆加固后 ，巷道的顶底板位移量和两 帮移近量都减小 了， 优于 6 m煤柱的巷道 。因此 ， 根据模拟结果 ．为尽量减小煤炭资源 的损失量 ． 4 3 0 3孤岛工作面的轨道巷煤柱宽度取 5 m。 3 巷道锚杆支护设计 4 3 0 3运输巷设计断面为矩形 宽 4 4 0 0 m m． 高 3 0 0 0 mm。巷道支护方案如图 l 所示 。 维普资讯 2 0 0 7年第 3期 能 源 技 术 与 管 理 2 7 图1 巷道支护技 术方案 具体支护参数 1 顶板采用一套左旋高性能预应力锚杆。 每 排布置 6根 中2 0 m mx 2 6 0 0 mm的锚杆 ，间排距 为 8 0 0 m mx 8 0 0 m m。 靠帮的两条锚杆距巷帮均为 2 0 0 mm．并与垂直方向成 2 0 。 夹角分别 向两帮倾 斜布置。顶板加强支护每隔 2排锚杆布置一排锚 索 ， 采用 中1 7 ． 8 mm低松驰 预应力左旋钢铰线 ， 每 排 2根 ．其 长 度 为 6 ． 5 I T I ，钢 铰 线 使 用 4块 MS K 2 3 5 0树脂药卷固定 ， 用 T型钢带连接。锚索 排中的锚索 向巷道帮倾斜 l 5 。 布置。锚索张拉力 应在 1 0 t 左 右 。 2 实体煤帮采用 5根 中2 0 mm x 2 4 0 0 m m的 锚杆 ．锚杆排距为 8 0 0 mm。锚杆 自顶板 2 0 0 m m 处开始均匀向下布置 ，中部 3条锚杆垂直巷帮布 置。上、 下部两锚杆与帮垂直方向夹角均为 3 0 。 并 分别 向顶板和底板方向倾斜布置。 3 窄煤柱 帮采用 3根和 5根两种形式 的 中 2 0 m mx 2 4 0 0 mm 的锚 杆 布 置 ．锚杆 间距 为 6 0 0 mm 和 7 0 0 m m两 种 ． 锚杆 排距 为 8 0 0 mm。锚 杆 自顶板 2 0 0 m m处开始均匀 向下布置 ，中部 3 条锚杆均垂直巷帮布置 。 上、 下部两锚杆与帮垂直 方 向夹角均 为 3 0 。 并分别向顶板和底板方 向倾斜 布置。 在窄煤柱帮中使用钢铰线桁架， 每 2排锚杆 中使用一套桁架， 每套桁架 由2条钢铰线组成 ， 钢 铰线采用 中1 7 ． 8 mm低松驰预应力左旋钢铰线 ； 长 度 分 别 为 5 I T I 和 6 I T I 。顶 角 钻 孔 深 4 ． 0 IT I ， 用 6 ． 0 I T I 长的钢铰线 ， 用 3卷树脂药卷锚 固； 底角钻 孔深 2 ． 5 IT I ， 用 5 ． 0 I T I 长钢铰线 ， 也用 3卷树脂药 卷锚固。 2条钢铰线用桁架连接器连接。 张拉力为 8 t 。 4 均采用加长锚固方式， 锚固剂为 MS K 2 3 5 0 ， 其 中顶板和窄煤柱帮锚杆每条均使用 3 块树脂药 卷 固定 ， 实体煤帮则用 2块。采用塑钢网护表 ， 条 件不具备时也可用菱形金属网 ， 但连接必需可靠。 顶板 T型钢带规格为 4 2 0 0 1 0 0 1 0 mm 。实体 煤帮 T型钢带上部规格为 2 2 0 0 x l O O x 4 mm 。 下 部规格为2 6 0 0 x 1 0 0 x 4 mm 。窄煤柱帮上部规 格 为 2 l O O x l O O x 4 mm ， 下部 规格 为 2 6 0 0 x l 0 0 x 4 I T l m 。 4 结 论 1 4 3 0采区进行孤岛沿空掘巷仍属首次 ， 针 对孤岛型工作面条件下留窄煤柱沿空掘巷的支护 问题提 出的高强预应力锚杆支护的方案对于现场 有 着重 要 的工 程指 导意 义 。 2 单纯依靠提高锚杆强度并不能减小 围岩 变形 ．支护形成 的承载结构特性和锚杆的预拉力 对顶板的稳定性起到了更为关键的作用。即高强 预应力支护才能够实现巷道的维护结构稳定。 3 数值模拟结果表明煤柱宽度为 3 IT I 巷道 变形量和煤柱 的稳定性均较差 ； 煤柱宽度在 5 m、 6 IT I 时的巷道变形量较好 ，对 5 IT I 煤柱进行注浆 加固后 ．巷道的顶底板位移量和两帮移近量都减 小了 ． 优于 6 IT I 煤柱的巷道 。 [ 参 考 文 献] [ 1 ] 侯 朝炯． 煤巷锚 杆支护 的关键理论 与技术 [ J ] ． 矿 山压 力与顶板管理， 2 0 0 2 ， 1 2 6 ． 『 2 1郑雨天 ， 朱浮声． 预应力锚杆 体系一 锚杆 支护技术发 展 的新阶段[ J ] ． 矿 山压力与顶板管理， 1 9 9 5 ， 1 2 1 2 7 ． [ 3 ]张农 ，高明仕．煤巷高强预应力锚杆 支护技术与应用 [ J ] ． 中国矿业大学学报， 2 0 0 4 ， 3 3 5 5 2 4 5 2 7 ． 『 4 ]柏建彪 ， 侯 朝炯 ， 黄汉 富． 沿空掘巷窄煤柱稳定 性数值 模 拟研 究 [ J ] ．岩 石力 学 与工 程学 报 ， 2 0 04 ， 2 3 2 0 34 75 34 79． [ 5 ]钱鸣高． 2 0年来采场 围岩 控制理论 与实践的 回顾 [ J ] ． 中 国矿业大学学 报， 2 0 0 0 ， 2 9 1 1 - 4 ． [ 6 ]黄志增 ， 郑 西贵 ， 吕卫 东． 孤岛面沿空掘巷合理煤柱 尺 寸 的 数 值 模 拟 研 究[ J ] ．矿 山 压 力 与 顶 板 管 理 ， 2 0 0 5 ， 2 2 增刊 1 1 5 1 1 7 ． [ 作者简介 ] 丁乃峰 1 9 6 9 一 ， 男 ， 工程 师 ， 毕业 于山工科技 大学采 矿工程专业 ， 现在淄博矿业集 团有 限责任公司安监局从事 管 理工作 。 f 收 稿 日期 2 0 0 7 -0 2 -1 3 ] 维普资讯