強烈動壓托頂煤巷道支護技術研究

楊朝霞， 趙明霞

(1.陽泉煤業(yè)集團二礦，山西 陽泉 045400；2.山西工程技術學院，山西 陽泉 045400)

強烈動壓托頂煤巷道支護技術研究

楊朝霞1， 趙明霞2*

(1.陽泉煤業(yè)集團二礦，山西 陽泉 045400；2.山西工程技術學院，山西 陽泉 045400)

陽煤二礦15號煤強烈動壓托頂煤巷道支護難度大，針對陽煤二礦81007回風巷圍巖工程環(huán)境特征，分析了巷道變形破壞因素，確定了煤柱合理尺寸20 m，提出了采用高預應力強力支護系統(tǒng)控制巷道變形，確定了具體支護方案和參數(shù)，并進行了工業(yè)性試驗，試驗結果表明，文中提出的設計方案能夠有效地保證工作面正?；夭?，滿足生產需求。

動壓；托頂煤；地應力；高預應力；工業(yè)性試驗

陽煤二礦15#煤層托頂煤動壓回采巷道一般采用錨網索支護方式，頂板采用全錨索支護，錨索為直徑21.6 mm低松弛鋼絞線錨索，長度一般為8.3 m或6.3 m，配套波紋鋼帶使用，動壓巷道兩幫多采用錨索配錨桿使用，幫錨索長4.5m，兩幫錨桿為圓鋼錨桿，錨桿直徑20 mm，鋼號335號，錨桿預緊扭矩120 Nm，頂錨索預緊力一般為200 kN～250 kN，幫錨索預緊力一般為150 kN～200 kN。對于托頂煤強烈動壓巷道，國內外學者針對該類條件下巷道支護進行了不少研究，取得了一些成果[1-2]，結合相關研究成果，陽煤礦區(qū)進行了長期的巷道支護實踐，積累了豐富的經驗。

1 圍巖工程特點

陽煤二礦81007回風巷埋深600 m，北鄰81006工作面采空區(qū)，東鄰80702、80704工作面采空區(qū)，西為十采準備巷道，南為81008工作面未回采，81006工作面采空區(qū)與81007回風巷相鄰，區(qū)間保護煤柱20 m，沿15#煤層底板掘進，15#煤層位于石灰系上統(tǒng)太原組，煤層厚度平均約6.8 m，煤層傾角1°～8°，平均4°。15#煤為灰黑至黑灰色，夾有少量粒狀煤，煤層節(jié)理發(fā)育，頂板主要為泥巖、砂質泥巖和細粒砂巖，偽頂以泥巖為主，底板以泥巖和細粒砂巖為主。81007工作面煤層頂?shù)装鍑鷰r情況如表1所示。地應力測試結果顯示，該巷附近最大水平主應力15.80 MPa，最小水平主應力8.20 MPa，垂直應力10.83 MPa，15#煤頂板主要由泥巖和泥質砂巖組成，泥巖巖層呈深黑色，泥質膠結，巖層強度平均值為32.21 MPa。泥質砂巖2.3 m處有明顯的橫向裂隙，4.2 m處裂隙比較發(fā)育，4.2 m～7.2 m巖層相對完整，巖層平均強度為42.90 MPa。8.0 m～10.0 m處為細砂巖，巖層呈深灰色，鈣質膠結，巖層平均強度為60.46 MPa。15#煤層頂板10 m范圍內與錨桿支護直接相關的煤巖體巖性主要為泥質砂巖、石灰?guī)r和砂泥巖。15#巷幫煤體強度淺部普遍存在松散破碎現(xiàn)象，所測區(qū)域15#煤體強度平均值為14.39 MPa。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性

2 巷道變形破壞因素分析

1) 多重采動影響。試驗巷道最大埋深近600 m，地應力測試結果顯示，最大水平應力為15.8 MPa，原巖應力水平高。受三重采掘動壓影響，一是受相鄰工作面采動影響，造成側向支承應力高度集中，二是受附近新內錯巷道的影響，三是靠近切眼附近受對面工作面采空去未穩(wěn)定采動影響，三重強烈動壓影響下，81007回風巷圍巖應力高度集中，巷道維護難度極高。

2) 托頂煤與強烈“煤炮”。由于巷道處在高應力集中區(qū)域，掘進期間，巷道頂板“煤炮”頻繁，強烈動載對巷道煤巖體的完整性破壞較大，巷道托頂煤布置，強烈動載破壞頂煤結構，從產生裂隙到逐漸擴大最終導致煤體破碎，大幅度減弱錨桿錨索主動支護系統(tǒng)作用。破壞支護體系。

3) 煤體結構破壞嚴重。受相鄰采動影響，兩幫煤體結構完整性破壞嚴重，兩幫窺視結構結果顯示，煤柱側幫煤體結構破壞深度超過4.5 m，且破碎帶多，節(jié)理、裂隙發(fā)育，嚴重降低兩幫支護強度，大幅度減弱錨桿錨索錨固性能。

3 煤柱尺寸分析

81007回風巷圍巖受力狀態(tài)十分復雜，采用數(shù)值模擬軟件，模擬10、15、20、25 m煤柱尺寸條件下巷道圍巖應力分布與變形破壞特征。本文以煤柱20 m下巷道開挖后圍巖應力分布圖與不同煤柱尺寸下垂直應力峰值變化規(guī)律進行說明，如圖1和圖2所示。

圖1 20 m煤柱下圍巖應力分布

圖2 不同煤柱條件下兩幫垂直應力峰值

不同煤柱尺寸下81007回風巷煤柱應力、頂板下沉量、圍巖塑性變形和破壞可知，煤柱尺寸從10 m增加到20 m，兩幫垂直應力峰值、頂板下沉量也顯著降低，圍巖塑性變形范圍逐漸縮小，再增加煤柱尺寸后，變化幅度不明顯。綜合多種因素，選擇臨近81006工作面采空區(qū)與81007回風巷煤柱尺寸為20 m。

4 支護方案

81007回風巷沿采空區(qū)邊緣掘進，設計煤柱寬度20 m，凈斷面寬4 400 mm，高3 000 mm，凈斷面面積13.2 m2，掘進斷面寬4 700 mm，掘進高度3 200 mm，掘進斷面面積15.04 m2。依據(jù)高預應力強力支護理論[3]，結合工程實踐經驗，設計采用高預應力強力支護系統(tǒng)控制技術。具體支護方案如圖3所示。

圖3 81007回風巷錨桿、錨索支護布置圖

1) 頂板支護方案

錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋，鋼號為335號，采用高強錨桿螺母M24，配合高強托板調心球墊和尼龍墊圈，頂板護表采用W鋼護板和鋼筋托梁，W鋼護板寬280 mm，長460 mm，厚度不低于4 mm，肋高不低于25 mm。鋼筋托梁采用直徑14 mm鋼筋焊接，兩端頭雙筋焊接，鋼筋托梁長4.4 m，寬0.21 m，頂板錨桿排距0.9 m，間距0.85 m。錨索材料為Φ21.6 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，長度6.2 m和8.2 m，每排錨桿打設3根錨索。

2) 兩幫支護方案

兩幫錨桿規(guī)格同頂錨桿，護表采用單獨W鋼護板，W鋼護板同頂板，兩幫采用錨索補強，錨索形式和規(guī)格：錨索材料為Φ21.6 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，長度4.5 m，煤柱側幫錨索布置：每2排錨桿打設3根錨索，錨索間距為1 400 mm，上部錨索距離頂板為1.2 m，實體煤側幫錨索布置：每排錨桿打設1根錨索,排距0.9 m。頂板錨索初始張拉不低于300 kN，預緊力損失后不低于240 kN，幫錨索初始張拉不低于200 kN，預緊力損失后不低于140 kN，錨桿預緊扭矩≥400 Nm，禁止超過550 Nm。在巷道服務期間，根據(jù)不同地段巷道變形情況進行了方案調整。

5 井下工業(yè)性試驗

為了分析81007回風巷的變形規(guī)律，共計布置2個綜合礦壓監(jiān)測測站。在巷道服務過程整體變形強烈，需要進行頂板補強，設計巷道超前支護段超過300 m，超前支護主要采用打設四排單體支柱進行支護。總體而言，礦壓監(jiān)測結果顯示，頂板“煤炮”頻繁，巷道穩(wěn)定時間較長，錨桿錨索受力大，其中，頂板錨索受力最大接近510 kN，兩幫錨索受力最大302 kN；巷道整體變形量大，兩幫最大變形量約1.1 m，巷道底板明顯巷道最大底鼓量約1.5 m，頂板最大下沉量約500 mm，需要進行多次拉底?？傮w而言，巷道變形量降低，經過簡單拉底后滿足了工作回采要求。

6 結論

本文通過對強烈動壓托頂煤巷道81007回風巷支護技術研究，得出以下結論：

1) 陽煤二礦15#強烈動壓托頂煤掘巷屬于復雜困難巷道，分析了該類巷道變形破壞因素，認為巷道變形破壞是受多重動壓影響、托頂煤、強烈“煤炮”、煤體結構破壞嚴重綜合因素造成，巷道維護難度高。

2) 數(shù)值模擬研究確定了煤柱合理尺寸為20 m，基于高預應力強力支護理論，針對試驗巷道具體地質條件，設計了采用高預應力強力錨桿錨索控系統(tǒng)，并確定了試驗巷道具體控制方案和參數(shù)。

3) 井下強烈動壓托頂煤巷道試驗表明，采用高預應力強力錨桿錨索支護系統(tǒng)后，巷道圍巖變形得到整體控制，巷道變形量滿足工作面正產回采需求。

[1] 康紅普,王金華.煤巷錨桿支護理論與成套技術[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2007.

[2] 柏建彪.沿空掘巷圍巖控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2006.

[3] 康紅普,王金華,林健.高預應力強力支護系統(tǒng)及其在深部巷道中的應用[J].煤炭學報,2007,32(12):1233-1238.

Study on supporting technology of strong dynamic pressure top coal roadway

YANG Zhaoxia1, ZHAO Mingxia2*

(1.Second Coal Mine, Yangquan Coal Industry Group Co., Ltd., Yangquan Shanxi 045400, China; 2.Shanxi Instuite of Technology, Yangquan Shanxi 045400, China)

It is difficult to support No.15 coal mine strong dynamic pressure top coal roadway in second coal mine of Yangquan Coal Industry. As to the environmental characteristics of surrounding rock engineering in 81007 air return roadway, the factors of roadway deformation was analyzed, and the reasonable size of the coal pillar was 20 m. The high prestress and intensive supporting system of was proposed to control roadway deformation. The specific supporting scheme and parameters were determined, and industrial test was carried out. The test results show that the proposed design scheme can effectively ensure the normal mining in working face and meet production needs.

dynamic pressure; top coal; crustal stress; high prestress; industrial test

2017-06-16

楊朝霞，男，1979年出生，2012年畢業(yè)于山西大同大學，本科，工程師。研究方向：掘進巷道支護工藝。

10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2017.04.40

TD353

A

1004-7050(2017)04-0115-03

*通訊作者：趙明霞，山西工程技術學院采礦系，博士學位。

煤礦工程