沿空掘巷支护技术研究与应用

1、沿空掘巷支护技术研究与应用沿空掘巷支护技术研究与应用【摘 要】近年来随着煤炭产量的递增，许多矿区出现了资源 紧张和接替困难，为了解决这一难题，在矿区越来越多的采用综采沿 空掘巷技术，大大提高了资源回收率，但是沿空巷道在现场的应用遇 到了巷道变形剧烈、难以维护的技术难题。本文针对某矿轨顺巷沿空 掘巷遇到的技术难题，提出了采用组合支护、提高初始支护强度、适 当增大巷道断血的预留量及增加整体支护强度和改变组合方式的对 策，具有一定借鉴意义。【关键词】孤岛面；岩空掘巷；巷道支护1工作面概况某矿8#煤北一采区7238孤岛面工作面南北侧分别为7248 （w） 面采空区和17228面采空区，轨顺沿空掘巷保护

2、煤柱7 mo 8煤属于 半暗、半光亮型，煤厚介于2.54.0 m之间，平均厚度为3.0 m, 煤层倾角20°50° ,平均30。,且倾角浅部稍缓于深部，8煤 顶板多为灰黑色泥岩砂质泥岩，局部区域直接顶为灰白色细砂岩, 老顶为中粒砂岩。在初期的掘进过程中矿压显现明显，巷道变形量大, 两帮移近量尤为明显，两帮移近最大为290 mm/d,稳定时两帮累计 移近量达101. 1 m,顶底板移近量在0. 7 m左右。为满足安全 生产需要和避免再次出现7218工作面轨顺沿空掘巷因压力大变形显 箸造成边掘边刷的被动局面，决定在7238轨顺引入强力锚杆支护。2沿空巷道支护技术难点分析根据72

3、38轨顺采矿地质条件分析，在7238轨顺采用锚梁网支护 主耍存在以下技术困难：（1）巷道顶板岩性相变较大，巷道外段为复合顶板，其中巷道 中部区域伪顶厚度达加以上，而这种泥岩伪顶极易离层冒落；（2）8煤顶板相对完整，特别是砂岩老顶直覆区段，工作面回 采后顶板不易垮落，因而作用在煤柱上的悬臂梁长度增大，从而致使 煤柱受力增大，因而煤柱的稳定性差；(3) 因受f226断层影响，8煤北一采区次生断层多，构造应力 大，巷道矿压显现剧烈；(4) 留小煤柱沿空巷道顶板两侧分别为工作面实体和小煤柱， 由于煤柱的承载能力相对较低，因此巷道顶板在上覆岩层压力作用下, 易呈现不均匀下沉，其结果造成巷道水平应力增大，

4、使支护体易受剪 切破坏；(5) 上区段7228工作面收作吋间不到1年，其上覆岩层运动还 未完全稳定，因此该巷道还是属于动压条件下沿空巷道支护问题。3支护方案设计3. 1巷道支护载荷的确定及锚杆支护参数设计3. 1. 1巷道支护载荷计算以7238轨顺为设计对象，以十四5钻孔为设计计算依据。7238 轨顺8煤顶板岩层物理力学性质参数见表lo7238轨顺施工宽度5.0 m,考虑到巷道掘进时因超挖片帮，因此 岩梁的计算尺寸：l二60m (巷道两帮各按松动0. 5 m考虑)。因为第1层直接面临巷道空间，可认为其形变全部释放，故第1 层没有剩余形变压力。笫1层所能承受的最大均布载荷：第2层所释放的形变压力

5、：表1巷道顶板岩层物理力学性质岩层编号岩性容重(kn/m3)厚度(m)单向抗压强度(mpa)单向抗拉强度(mpa)拉伸弹模(x103 mpa)内摩擦角(©)1# 泥岩 24 0. 47 20. 68 2 4 252# 煤线 14. 5 0. 49 10. 39 1 2. 5 203# 砂质泥岩 24 3. 44 24. 79 2. 5 6 304# 细砂岩 26 3 70 7 15 355# 粉砂岩 25 6. 55 60. 05 6 15 35因为故第1层不是承载层同理计算第2层，笫2层所能承受的最大均布载荷：第3层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩稳定因为故第2层不是承载层

6、同理计算第3层，笫3层所能承受的最大均布载荷：第4层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩稳定因为故第3层不是承载层同理计算第4层，第4层所能承受的最大均布载荷：第5层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩稳定因为，按照顶板岩层形变压力破坏假说计算，第4层为承载层，巷道支护的载荷为第1、第2及第3层岩层重 量，岩层高度 h=0. 47+0. 49+3. 44=4. 4 m,岩层压力 q=rh=44x2. 5=110 kpa,每米巷道锚梁网支护的载荷为p二ql二110x6二660 kn。3. 1. 2强力锚杆和普通锚杆支护技术参数计算由(1)节分析可知，巷道支护的载荷为第1、第2及第3层岩

7、层重量，岩层高度hm. 4 m,由于锚索内锚端必须位于顶板深部4. 4 m 范围以外，且锚固端长度不小于1 m,因此锚索长度设计为6. 3 mo根据上述分析并借鉴邻近的7218沿空巷道锚梁网支护实践，为 了减小巷道围岩变形量，根据此前山东新汶强力锚杆支护调研成果, 综合考虑安全、技术及经济因素，决定在7238轨顺进行巷帮锚杆与 普通锚杆对比试验。按照锚杆支护的组合岩梁理论计算，顶板岩层的 压力主要由锚杆和锚索共同承担，如果7238轨顺锚杆间排距设计为 840 mmx 800 mm,则每排锚杆与锚索的支护力应不小于528 kn。则 顶板支护的安全系数n二at (1.4472d) 2/qbsr +

8、 nqs/q式中，qs-锚索额定承载力,选用直径17.8 mm锚索，qs二250 kn； q-顶板载荷，q二528 kn； a-锚杆有效长度，a二2. 4m；工-锚杆杆体材 料的抗剪强度，选用普通锚杆(20 mnsi) t二343 mpa；选用强力锚 杆(mg500) t =469 mpa； d-锚杆直径，选用普通锚(20mnsi) d=20 mm；选用强力锚杆(20mnsi) d二22 mm； b-巷道计算宽度，b二6 m； s- 顶板锚杆间距,s二840 mm； r-顶板锚杆排距，r=800mm； n-每排锚索数目，n二3。<!-endprint-> <!-startpr

9、int->将强力锚杆支护段计算参数代入上式，则强力锚杆支护段安全系数为：n1 二2. 4x469x 103x 1. 44722 x 0. 0222/ (110x6x0. 84x0.8) + 3x250/528 二 3.99将普通锚杆支护段计算参数代入上式，则普通锚杆支护段安全系 数为：n2 =2. 4x343x103x1. 44722x0. 022/(110x6x0. 84x0. 8) + 3x250/528 二 2. 983. 1.3支护方案设计(1) 支护形式：锚梁网联合支护。(2) 顶板支护:釆用020x2500 mm普通树脂锚杆，全长锚固, 间排距为840x800 mm，锚索采用

10、018x6300 mm钢绞线，每两排锚 杆间打一排锚索，排距为800 mm,配合14#长2000 mm槽钢、12#金 属网使用。(3) 两帮支护：帮部锚杆采用22x2500 mm强力锚杆，全长 锚固，间排距为800x850 mm,配合m5钢带(1050x190x5 mm)和 12#金属网使用。(4) 关键部位的强化支护：巷道的四个角，分别采用与水平方 向成15°、80°的强力锚杆和锚锁來加i古i。图1巷道支护设计断面图4应用效果分析为了更好的验证沿空巷道支护的有效性，在7238工作面布置了 矿压监测点，观测不同巷道段监测点巷道变形，其中监测点8#、9#、 10#和11#为原

11、支护，12#、14#、15#和16#为新支护，观测时间为5 月5 r至7月10 h为期66天的时间，经观测新的设计方案两帮最大 变形量仅为400 mm,顶底板移近量也仅为320 mm,为普通支护方案 变形量的0.4倍，减少了 60%,结果表明新支护方案巷道变形较小, 能达到正常的生产作业对巷道断面的要求，巷道控制效果极其明显。5结论(1) 针对该矿7238轨顺存在锚梁网支护存在的技术难题，提出 了采用组合支护、提高初始支护强度、适当增大巷道断面的预留量及 增加整体支护强度和改变组合方式的对策。(2) 按照顶板岩层形变压力破坏假说计算，得出巷道关键承载 层厚度为4.4 m,每米巷道锚梁网支护的载荷为660 kn,并设计出了 一套新的支护方案。(3) 通过在7238轨顺巷道的应用，表明新的支护方案巷道变形 量仅仅为原方案巷道变形量的0. 4倍，两帮和顶底