杨庄煤矿深部火成岩侵蚀复合顶板下“三软”煤层支护研究与应用

1、杨庄煤矿深部火成岩侵蚀复合顶板下“三软”煤层支护研究与应用安徽省淮北矿业集团杨庄煤矿摘要：随着煤矿开采深度的增大，复合顶板的离层破碎问题越來越突出。 如何消除冒顶、片帮，有效维护复合顶板和两帮稳定，控制围岩变形，提高围岩 整体稳定性，已成为确保煤矿安全生产的关键。杨庄煤矿iv5210工作面巷道埋 深已近800米，属深部典型的“三软”煤层，通过岩体分析、数值模拟和现场 实测，提出了“强顶、固帮”的支护对策和新的支护形式，以锚索支护为主，巷 道顶板采用“212”布置，顶板松软岩层较厚及破碎地段，锚索适当加长。结 果表明，该支护方案有效控制了巷道围岩变形，满足了“三软”煤层巷道支护的 需要。关键词：

2、深部 复合顶板 “三软”煤层 支护1. 工程概况1.1iv5210工作面概况杨庄煤矿位于淮北市南约8km处，矿井可釆煤层共有四层，分别为6 层、5层、4层及3层。本次项目研究的iv5210工作面位于5煤层，工作面 标高范圉715512m,地面标高+31.5mo据已有资料分析该面地质构造较复杂， 煤层倾角变化大，在921°z间，平均15°,局部煤层受火成岩侵蚀， 且存在变薄现彖，面内共有7条断层，最大断层落差达8m。iv5210工作面机风巷沿煤层走向布置，跟5煤层顶板施工，直接顶为 灰黑色泥岩，裂隙发育，厚度不稳定，平均厚度为3.9m；老顶为4煤，4煤大 部分被火

3、成岩侵蚀，厚度不稳定，平均厚度为6.8m；直接底为灰黑色泥岩，平 均厚度为6.7m,老底为浅灰色砂岩，平均厚4.8m。1.2现存主要问题根据工程类比法，iv5210工作面机、风巷支护形式采用锚带网连锁棚 支护。为了保证煤矿的安全生产，杨庄煤矿在iv5210工作面冋采巷道掘进期间 及吋布置了矿压显观测点。通过现场观测，目前存在以下问题：(1) 围岩变形量大。为对原方案的支护效果进行监测，在1v5210工作 面机巷试验段每个30m设置一个测站，共两个测站，在50d的观测吋间内，两 帮移近总量最大约为459mm,平均移近速率为9.18mm/d,顶底板移近总量达 349.3mm,平均移近速率6.98m

4、m/do(2) 网兜现象明显。由于机巷顶板为复合顶板且老顶被火成岩侵蚀，离 层量大，采用原支护方案的巷道近一半以上显现出网兜的现象，一些锚杆和锚索 发生弯曲变形，失去了组合支护抵抗围岩变形的能力。(3) 支护体实效严重。通过现场观察，在使用原支护方案的近120m的 巷道范围内，锚杆、锚索多处掉落，钢带发生剪断，失去承载能力。以上问题给煤矿的安全生产带来了较大隐患，因此，有必要对该矿现有 的支护方案进行优化。2. iv5210i作面围岩破坏机理分析2.1巷道顶板裂隙带分布特征本次利用ysz (b)钻孔窥视仪对巷道围岩状态进行成像分析，分析巷 道围岩裂隙分布特征，确定围岩松动圈分布范围，机巷和风巷

5、分别设3个测点, 共6个测点，每个测点共布置三个窥视孔，孔径为42mm,两帮孔深5m,顶 板孔深6m。紧跟掘进迎头进行测点的分段布置，相邻测点间距为30m,钻孔 布置图如图所示。图1-1观测点窥视孔布置图通过对机风巷顶板局部岩层观测结果分析，可得机巷和风巷分别在现有支护方案下，巷道围岩裂隙分布成像图如图12所示。顶板孔深:0.5-1.3m顶板孔深：顶板孔深：2.04.5m顶板孔深：456.0m图1-2：机巷顶板裂隙分布成像图根据巷道围岩裂隙分布成像图可知巷道围岩裂隙带分布主要特征为：孔 壁裂隙以上下震荡的形式由孔底向孔口呈连续不均匀分布，相邻裂隙最大间距 0.5m,最小裂隙间距为0.1m, 口

6、距孔口 04m范围内，裂隙分布间距变化幅度 较大，由孔底向孔口裂隙沿孔壁呈不均匀分布，裂隙分布集中区段范围大致位于 0.1m-4.0m,裂隙间距多为0.1m,往深部发展裂隙分布间距逐渐增大，裂隙发 育趋于稳定。2.2巷道顶板裂隙带成因分析(1) 巷道处于大埋深、高地应力、仰山掘进，所处的地质力学环境较复 杂，口受地质构造影响，应力集中现象较普遍。(2) 老顶4煤受火成岩侵蚀后，岩层层间分布不稳定，有岩层缺失现 象，且层间粘结性差，巷道在掘进过程中，易岀现层间离层显现，致使顶板浅部 产生较大离层量，钻孔窥视仪观测发现，巷道离层与岩层层间裂隙带分布有关。(3) 支护不及吋，支护参数和施工过程不能实

7、现耦合支护。2.3深部煤巷底臓严重因素分析深部煤巷影响底鼓的因素往往较为复杂，其主要影响因素有：围岩应力、 底板岩性、巷道支护、巷道布置及断面等。(1) 高围岩应力:iv5210机巷与风巷埋深约800m,处于高地应力环境, 巷道开挖后原岩应力受到破坏，围岩内应力重新分布，围岩受力状态发生变化, 使得围岩产生塑性区域。巷道围岩所受应力超过了巷道围岩的极限承载强度，致 使底臓严重。（2）底板为煤层：该工作面机巷和风巷不仅所处高地应力环境，老顶受 火成岩侵袭严重，老顶自身承载能力降低，两帮为煤帮，裂隙发育程度高，且底 板为煤岩层，致使两帮的垂直应力使得底板煤岩层发生剪切破坏，底板稳定性降 低，底板底

8、月鼓量增大。（3）未实现耦合支护：该工作面机巷与风巷的现有支护形式的支护参数 不合理，出现所需支护强度与围岩压力不相匹配，巷道掘进速度与支护吋机不 匹配等现象，间接引起底板底13鼓的发生。3.iv5210工作面机、风巷支护方案优化设计3.1机、风巷支护方案优化研究通过现场调研及理论分析，在不增加煤矿支护成本即不改变原支护方案（方案一）中锚杆（索）材质、直径、长度及锚固长度的基础上，针对锚杆（索） 布置方式，提出了以下支护方案：（1）方案一（原支护方案）巷道高2550mm宽4000mm,巷道顶板锚杆选用φ22×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合l4000m

9、4型钢带进行支 护，同吋加挂菱形网，间距800mm,排距800mm,顶板两边锚杆各向外倾斜 10°；帮部锚杆选用φ22×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合 l2800m4型钢带进行支护，同吋加挂菱形网，间距800mm,排距800mm；顶板 锚索选用φ17.8×6300mm 钢绞线，间距 2000mm,排距 2400mm,每 孔采用一节k2535树脂卷（置于孔底）和两节z2550树脂卷加长锚固，预紧力80 kn-100kno（2）方案二巷道高2550mm 宽4000mm,巷道顶板锚杆选用φ

10、22×2200mm的左旋无纵 筋螺纹钢锚杆，间距800mm,排距800mm, 顶板两边锚杆各向外倾斜10°；帮部锚杆选用φ22×2200mm的 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间距800mm,排距800mm；顶板锚索选用φ17.8×6300mm 钢绞线，间距 1600mm,排距 800mm,呈 布置。(3) 方案三巷道高2550mm 宽4000mm,巷道顶板锚杆选用φ22×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间距800mm,排距800mm； 帮部锚杆选用&

11、;phi;22×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间距 800mm,排距800mm,左右帮部底锚杆各向下倾斜30°；顶板锚索选用 φ17.8×6300mm 钢绞线，间距 2000mm,排距 2400mmo3.2支护效果分析1、根据巷道变形云图分析，无支护时巷道变形主要以巷道底板下沉为 主，最大下层量达到70cm,且其直接导致巷道两帮上部的围岩变形也显著增 大，这与杨庄煤矿iv5210工作面机巷的现场变形情况基本相符，且其底板的 变形破坏特征是以两底角的变形而带动整个底板鼓起为特点。从控制巷道顶板下 沉量的角度考虑，方案二

12、更为合理。2、通过对相关数据统计分析，从表1中可以看岀，方案二在控制巷道 顶底板移近量方面要略优于其他方案，方案三能较好的控制巷道底鼓量。表1不同支护方案下巷道顶底板最大变形量(单位：m)3、由于支护重点是如何控制巷道顶底板的变形量，方案二更加适合 iv5210工作面巷道的围岩顶板变形控制。方案三中两根底帮锚杆在控制巷道底 板鼓起方面起到了一定的作用，分析其原因是由于其两底帮处的两根锚杆向下倾 斜，更好的限制了巷道底板的变形，因此在采用方案二的同吋，将其两底帮处的 锚杆向下倾斜一定角度。3.3小结通过分析，提出了 “强顶、固帮”的支护对策和新的支护形式，采用 锚索采用布置，安全经济性较高。具体

13、支护形式如图3-1所示，巷道 高 2550mm > 宽 4000mm,顶板锚索选用 φ17.8×6300mm 钢绞线，间 距1600mm,排距800mm,呈布置，每孔采用一节k2535树脂卷(置 于孔底)和两节z2550树脂卷加长锚固，预紧力80 kn -lookno(a)巷道支护主视图单位：mm(b)巷道支护俯视图3-1支护方案4 主要结论(1) 分析认为该类巷道围岩的破坏类型以剪切破坏为主，提出了“强顶、 固帮”的支护对策。“强顶”，即加强顶板支护，控制顶板变形；“固帮”，即加 固两帮，确保围岩稳定；(2) iv5210工作面巷道成分区破裂现象，且深度越深其岩层的完整性 越好。机巷与风巷采用新支护方案后，锚杆起到组合梁的支护效果，锚索深入 坚固围岩中