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沿空掘巷锚网索联合支护技术在泊江海子矿应用分析

2020-11-23 135 上传者：管理员

摘要：针对泊江海子矿的特殊地质状况,根据113100工作面辅助运输巷在掘进过程中受到相邻工作面回采动压影响,矿压显现剧烈,煤柱侧帮肩窝锚杆破断等现象,在巷道掘进过程中对顶板采取了卸压措施及对破碎离层区段增补了槽钢组合锚索,同时调整巷道两帮锚索支护参数,通过现场矿压观测数据表明优化后的锚网索联合支护有效避免了顶板及巷帮松动圈向深部发展,从而使得巷道围岩变形得到有效控制并取得了良好效果。

关键词：
巷道支护
护巷布置
沿空掘巷
矿压显现
采动影响
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泊江海子矿在回采113100工作面之前，巷道布置采用相对较大的煤柱护巷，即留有25m的护巷煤柱。这种留宽煤柱护巷布置的方式存在一定的缺陷:(1)对于煤炭资源形成了较大的浪费;(2)下一工作面回采巷道正好布置在应力升高区，巷道断面收缩率较大，巷修工程量大，严重影响了工作面的推进，为使这种情况得到改善，113100工作面尝试通过留小煤柱的沿空掘巷技术并取得了良好的效果，为下一步推广沿空掘巷技术积累了宝贵的经验。

1、工程地质概况

泊江海子矿113100工作面位于主水平一盘区东部，工作面埋深+807.3～+851.4m，工作面北起西翼大巷保护煤柱线，南至允许可采保护煤柱线，西临已回采的113101工作面，工作面走向长2620m，倾斜长249m，运输巷为实体巷道，辅助运输巷为沿空掘巷，净煤柱11m。3-1煤层厚度3.20～6.73m，平均5.36m，自北向南厚度逐步变厚;煤层一般含0～2层夹矸，单层夹矸厚0.05～0.80m，夹矸多为泥岩，局部为砂质泥岩及炭质泥岩。煤层摩氏硬度系数2～3，掘进区段3-1煤层普遍发育，赋存稳定。老顶以细、中粒砂岩为主，局部夹砂质泥岩及粗粒砂岩，厚层及巨厚层状，泥质胶结，吸水后迅速软化。直接顶以砂质泥岩为主，中、厚层状，局部夹细砂岩薄层和煤线，层理极为发育。伪顶:局部发育，由3-1煤上分层分岔后与夹矸组成。直接底:主要为砂质泥岩与粉砂岩互层，下部夹0.1～0.3m煤线，以砂质泥岩为主，局部相变为细砂岩、粉砂岩，薄及中厚层状，层理极发育。综合柱状图如图1所示。

图1综合柱状图

2、辅助运输巷支护状况

2.1 巷道掘进期间支护方式

辅助运输巷为留煤柱沿空掘巷，煤柱净宽11m，为改善巷道围岩的受力状况，巷道断面形状设计为平顶微拱形，巷道断面规格5.2m×3.8m。

由于辅助运输巷直接顶以砂质泥岩为主，中、厚层状，局部夹细砂岩薄层和煤线，层理极为发育;同时113101工作面采动影响还未稳定，因此巷道迎头掘进时支护强度高于运输巷。

巷道掘进初期迎头顶板锚索按“三·三”沿走向布置，顶板两侧锚索带15°角施工，锚索规格为21.6mm×8300mm;顶板布置7根锚杆，锚杆规格为22mm×2500mm，锚杆间排距800mm×900mm，其中巷中5根锚杆垂直顶板布置，顶板两侧肩窝锚杆采用木托板让压、并外扎10°夹角;两帮各布置5根锚杆，锚杆间排距750mm×800mm，其中帮部中间3根锚杆垂直巷帮布置，底角与顶角锚杆均带一定角度施工，巷帮锚杆规格与顶板相同。为了减缓采动对巷道围岩变形破坏程度，煤柱帮布置一排水平槽钢组合锚索，帮部锚索规格为21.6mm×5300mm。

巷道施工约700m后，根据钻孔窥视、矿压观测及巷道调查，对支护参数进行了调整，具体为工作面帮布置一排水平槽钢组合锚索，煤柱帮布置二排水平槽钢组合锚索，巷帮锚索规格由21.6mm×5300mm调整为21.6mm×6300mm，并且对巷道顶板下垂严重段增补走向槽钢组合锚索加强支护。

2.2 巷道支护状况调查

现场调查表明，由于优化了巷道断面形状，控制了超挖，并且强化了锚索支护作用，巷道距拔门口1000m以里区段(南段)，除靠切眼150m区段底板出现弱动力现象及逮煤顶施工段顶板出现破碎离层现象外，巷道其余区域顶帮稳定，没有发现锚杆及锚索破断现象，巷道支护效果较好;而巷道距拔门口1000m以外区段(北段)，由于巷道施工时，113101工作面上覆岩层还未稳定，并且在巷道掘进过程中还受到113102工作面采动影响，巷道受工作面采动影响明显，该段巷道不仅顶板破碎、底鼓量大，而且煤柱侧帮肩窝锚杆破断现象频现，由此造成煤柱侧帮肩窝位置网兜现象严重。

3、辅助运输巷矿压观测

3.1 巷道围岩表面位移

巷道共设46个矿压观测点，观测结果表明，由于巷道北段开始施工时113101工作面采空区上覆岩层还未稳定，同时巷道北段掘进时还受到113102工作面二次采动影响，从而导致113100辅助运输巷南北段巷道围岩变形差异较大。在掘进期间内，巷道距拔门口1000m以里区段(南段)，巷道顶底板移近量一般为310～670mm，两帮移近量为200～460mm，顶板下沉量为30～80mm，底鼓量为300～600mm;巷道距拔门口1000m以外区段(北段)，巷道顶底板移近量一般为850～1080mm，两帮移近量一般为650～980mm，顶板下沉量为50～120mm，底鼓量为800～1000mm，巷道距拔门口1000m以外区段围岩变形量是辅助运输巷距拔门口1000m以里区段围岩变形量2倍以上。

3.2 巷道顶板离层

由于巷道分南北两段施工，顶板离层也分南北两段分别设置观测点，其中北段设31个测点，南段设15个测点。

巷道自北段0F27点前38m位置开始(距拔门口约800m)至切眼口，除巷道南段P163+66m～P165+122m区域(巷道长度约250m)顶板有明显离层外，其余区段顶板浅部离层量为0～12mm、深部岩层离层量为0～6mm，说明锚杆的高预紧力及锚索的深部锚固作用对控制顶板浅、深部岩层离层效果明显;巷道0F25点前87m以北区段，顶板普遍有微弱离层现象位置，浅部离层量平均为18mm，最大离层量为90mm，深部离层量平均为15mm，深部岩层最大离层量为131mm(位于0F19点后8m)。

3.3 锚杆及锚索载荷

锚杆及锚索载荷也分南北两段分别设置观测点，其中北段设31个测点，南段设15个测点，其部分测点受力变化曲线情况如图2、图3所示。

图2围岩变形及锚杆、锚索受力变化曲线

图3掘进期间巷道北段0F35+100m位置全断面锚杆受力变化曲线(mm)

由图2、图3可以看出，巷道南北段顶帮锚杆及锚索测力计安装后，锚杆及锚索受力均有一定程度增加，大约35～40d后锚杆及锚索载荷达到稳定，巷道北段顶板锚杆及锚索最大载荷增加值分别为102kN(0F13+76.8m)和138kN(0F21点前63m)，巷道南段顶板锚杆及锚索最大载荷增加值分别为109kN(p169-1m)和110kN(p165点前122m);巷道北段煤柱帮及工作面帮锚杆最大载荷增加值分别为101kN(0F35点前100m)和88kN(0F13点前76.8m)，巷道南段煤柱帮及工作面帮锚杆最大载荷增加值分别为75kN(p171+47m)和78kN(p171+14m);煤柱帮锚索载荷普遍在200kN，说明煤柱帮锚索对维护煤柱稳定起着非常重要作用;另外从锚杆全断面受力观测来看，沿空巷道锚杆受力主要来自顶板两侧肩窝及两帮上部。

4、矿压观测总结

1)在掘进期间巷道距拔门口1000m以里区段(南段)，顶底板移近量一般为310～670mm，两帮移近量为200～460mm，顶板下沉量为30～80mm，底鼓量为300～600mm;巷道距拔门口1000m以外区段(北段)，顶底板移近量一般为850～1080mm，两帮移近量一般为650～980mm，顶板下沉量为50～120mm，底鼓量为800～1000mm，巷道距拔门口1000m以外区段围岩变形量是距拔门口1000m以里区段围岩变形量2倍以上。

2)巷道0F25点前87m以北区段(距拔门口约700m)，顶板普遍有微弱离层现象位置，浅部离层量平均为18mm，最大离层量为90mm，深部离层量平均为15mm，深部岩层最大离层量为131mm(位于0F19点后8m);113100辅助运输巷自北段0F27点前38m位置开始(距拔门口约800m)至切眼口，除局部区域顶板有明显离层外，巷道多数区段顶板仅出现膨胀变形，浅部锚杆锚固范围内岩层膨胀变形量为0～12mm，深部锚索锚固范围内岩层胀膨变形量为0～6mm，说明锚杆的高预紧力及锚索的深部锚固作用对控制顶板浅、深部岩层离层效果明显。

3)巷道锚杆及锚索支护后，其受力均有一定程度增加，并且锚杆受力主要来自顶板两侧肩窝及两帮上部，大约35～40d后锚杆及锚索载荷达到稳定，顶板顶板载荷增加值一般为30～102kN，顶板锚索载荷增加值一般为50～138kN，煤柱帮锚索载荷普遍在200kN，说明煤柱帮锚索对维护煤柱稳定起着非常重要作用。

4)巷道南段顶板松动圈为0～1.5m，煤柱帮松动圈为2.5～5m，工作面实体松动圈为2.5～4.5m;113100辅助运输巷北段顶板松动圈为0.5～4.5m，煤柱帮松动圈为3.5～4.5m，工作面实体松动圈为2.5～5m。

5、结语

由于113101工作面为非充分采动(113101工作面回采后地表仅沉陷900mm)，而在巷道掘进过程中，113102工作面正在回采(113102工作面回采后，地表沉陷达到2650mm)，在相邻113102工作面回采动压影响下，巷道北段矿压显现剧烈，局部区段顶板破碎，底鼓量大，煤柱侧帮肩窝锚杆破断及肩窝网兜现象严重。

从巷道调查情况来看，顶帮锚索普遍承载，充分发挥了锚索的深部承载能力;从巷道矿压观测情况来看，该巷道矿压显现主要是底鼓及两帮围岩松动圈大，距拔门口800m以南区段巷道顶板整体性较好，没有出现剧烈下沉现象，虽然113101辅助运输巷靠切眼厚层砂岩区段压力显现明显，但在巷道掘进过程中对顶板厚层砂岩区段已采取了卸压措施;对顶板出现破碎离层区段都增补走向槽钢组合锚索，同时调整巷道两帮锚索支护参数，帮部锚索规格由21.6mm×5300mm调整为21.6mm×6300mm，从而有效避免了顶板及巷帮松动圈向深部发展，巷道施工结束后，巷道围岩变形已趋于稳定，说明巷道总体支护状况是安全的。

参考文献：

[1]GB/T35056—2018,煤矿巷道锚杆支护技术规范[S].

[2]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制(修订本)[M].北京:煤炭工业出版社,1996.

[3]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[4]侯朝炯,郭励生,苟攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[5]袁亮,薛俊华,刘泉声.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报,2011,36(4):535-543.

[6]刘增辉,高谦,华心祝.沿空掘巷围岩控制的实效特性[J].采矿与安全工程学报,2009,26(4):465-469.

[7]王海涛,黄自发.留小煤柱沿空掘巷技术的研究与应用[J].煤炭工程,2006,38(5):22-24.

[8]齐中立,柏建彪,赵军.沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究与应用[J].能源技术与管理,2009(2):10-12.

[9]杨峰,王连国,许东来.沿空掘巷煤柱宽度优化的数值模拟研究[J].中国矿业,2008,117(4):70-72.

[10]陈科,柏建彪,朱琪.沿空掘巷小煤柱破坏规律及合理宽度的确定[J].煤矿安全,2009,40(8):100-102.

[11]李勇军,朱锴,任宝.采场支承压力带范围的实验研究[J].煤炭科学技术,2003,31(9):22-24.