許永祥

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

特厚煤層大采高綜放面沿空掘巷支護(hù)技術(shù)

許永祥1，2

(1.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013)

以塔山礦特厚煤層大采高綜放工作面開采技術(shù)條件為工程背景，針對采用大煤柱護(hù)巷所造成的煤柱損失大、煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度大、巷道處于應(yīng)力增高區(qū)支護(hù)難度大等問題，提出采用沿空掘巷技術(shù)來減小煤柱損失、改善圍巖應(yīng)力環(huán)境。對高強(qiáng)度錨桿(索)高預(yù)應(yīng)力支護(hù)進(jìn)行模擬，得出附加預(yù)應(yīng)力場分布規(guī)律，通過對比分析確定了沿空掘巷圍巖支護(hù)形式和參數(shù)，試驗并分析了巷旁支護(hù)對煤柱的加固效果?，F(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明：巷道掘進(jìn)過程中頂、底板移近量最大57mm，兩幫移近量最大64mm；工作面回采過程中頂、底板移近量平均131mm，兩幫移近量平均221mm，設(shè)計的支護(hù)方案較好地控制了圍巖移動；巷旁支護(hù)可以減小煤柱側(cè)煤壁變形，但造成實體煤側(cè)煤壁變形量增加。

特厚煤層；大采高；沿空掘巷；小煤柱

采用沿空掘巷能提高煤炭采出率和延長礦井服務(wù)年限，具有良好的經(jīng)濟(jì)效益，且隨著對采場礦壓理論研究的不斷深入、巷道支護(hù)技術(shù)不斷改革和發(fā)展以及多處礦井的實踐應(yīng)用，沿空掘巷技術(shù)已趨于成熟。與留大煤柱和不留煤柱沿空掘巷技術(shù)相比，留小煤柱沿空掘巷優(yōu)勢：煤柱寬度小，資源采出率高；在低應(yīng)力場的環(huán)境下，有利于巷道在掘進(jìn)和回采期間的維護(hù)；留小煤柱隔絕相鄰采空區(qū)，既能防止采空區(qū)內(nèi)瓦斯等有害氣體竄入，又能避免風(fēng)流進(jìn)入采空區(qū)引起采空區(qū)內(nèi)浮煤自燃；煤柱具有一定的承載作用，有利于維護(hù)巷道的穩(wěn)定性。煤柱寬度以及與之相適應(yīng)的支護(hù)方式設(shè)計是否合理是留小煤柱沿空掘巷技術(shù)的關(guān)鍵，對沿空巷道頂板結(jié)構(gòu)、圍巖應(yīng)力場及變形破壞機(jī)理的掌握是前提。侯朝炯[1-2]等人提出了綜放沿空掘巷圍巖大小結(jié)構(gòu)的觀點，探討了該類巷道圍巖變形的基本規(guī)律，分析了巷道的圍巖應(yīng)力特點及其影響圍巖變形的力學(xué)機(jī)制；柏建彪[3-4]等人建立了綜放沿空掘巷基本頂三角塊結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，認(rèn)為該結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定是綜放沿空掘巷穩(wěn)定的前提；劉增輝[5]等人對沿空掘巷圍巖控制的失效特征進(jìn)行了分析；何滿潮[6]、孫曉明[7]等人提出的“長壁開采切頂短壁梁理論及其110-N00工法”，并在多個頂板條件較好礦井試驗成功；成云海[8]等人對特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向礦壓特征及應(yīng)用進(jìn)行了探討；謝廣祥[9]等人對綜放面傾向煤柱支承壓力分布規(guī)律進(jìn)行了研究，為特厚煤層大采高綜放工作面沿空掘巷技術(shù)的發(fā)展起到了推動作用。但目前在特厚煤層大采高綜放開采千萬噸級工作面沿空掘巷技術(shù)使用較少。本文針對塔山礦8204工作面開采技術(shù)條件，提出了與此條件相適應(yīng)的沿空掘巷支護(hù)方案，并對巷道圍巖變形進(jìn)行實測研究。

1 工程背景

塔山礦初期以石炭二疊系3～5號煤層為主采煤層，設(shè)置一盤區(qū)和二盤區(qū)2個生產(chǎn)盤區(qū)。3～5號煤層厚度為11.8～17.7m，平均14.8m；傾角為2～6°，平均3°，礦井相對瓦斯涌出量為2.21m3/t，絕對瓦斯涌出量為44.6m3/min。煤塵爆炸指數(shù)為37%，具有爆炸危險。煤層自然發(fā)火期為68d，自燃傾向性容易自燃。采用綜采放頂煤一次采全高的采煤方法開采，放煤方式采用一刀一放雙輪順序放煤的方式。綜放工作面采、裝、運(yùn)、支等作業(yè)工序全部機(jī)械化，作業(yè)工序為：割煤→移架→推前運(yùn)輸機(jī)→放頂煤→拉后運(yùn)輸機(jī)。8204試驗工作面綜合柱狀如圖1所示，煤層埋深為530m左右，由上覆巖層自重形成的垂直應(yīng)力約為14MPa。

圖1 8204工作面柱狀

塔山礦原有區(qū)段煤柱寬38～45m，存在問題：采出率低；巷道位于應(yīng)力增高區(qū)(承載區(qū)、彈性能聚集區(qū))，維護(hù)巷道所需支護(hù)強(qiáng)度高，具有彈性能突然釋放造成的沖擊危險性；超前支承壓力影響區(qū)內(nèi)礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈(頂板下沉量大、底鼓嚴(yán)重、片幫、W鋼帶拉斷、單體柱壓爆等現(xiàn)象)。文獻(xiàn)[10]得出塔山煤礦特厚煤層綜放工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ逯祬^(qū)位于距煤壁35m左右，應(yīng)力降低區(qū)為0～10m左右，采用6m煤柱時[10,14]，巷道位于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，較為合理。

8204工作面長162m，工作面走向長度1100m。采用一進(jìn)兩回三巷布置，其中2204膠帶巷、5204回風(fēng)巷沿煤層底板掘進(jìn)，8204高抽巷沿煤層頂板掘進(jìn)。5204回風(fēng)巷與下區(qū)段8206采空區(qū)間煤柱為6m。工作面布置見圖2。

圖2 工作面布置示意

2 沿空掘巷力學(xué)環(huán)境分析

沿空掘巷所處的力學(xué)環(huán)境為：采空區(qū)邊緣低應(yīng)力狀態(tài)；峰后煤體內(nèi)存在破裂區(qū)和塑性區(qū)；回采期間受超前支承壓力影響，自身強(qiáng)度低(峰后強(qiáng)度)。因而，巷道變形為塑性非線性大變形，變形的力學(xué)機(jī)制由應(yīng)力擴(kuò)容型變形力學(xué)機(jī)制和結(jié)構(gòu)變形型變形力學(xué)機(jī)制組合成的復(fù)合型變形力學(xué)機(jī)制，支護(hù)采用錨網(wǎng)索耦合支護(hù)措施[11-13]。沿空掘巷掘進(jìn)前和回采期間支承壓力分布如圖3所示[10]。

3 錨網(wǎng)索耦合支護(hù)設(shè)計

3.1 巷道支護(hù)參數(shù)

5204巷為矩形斷面，掘進(jìn)斷面尺寸5200mm×3600mm，凈斷面尺寸5000mm×3300mm。巷道采用錨桿+錨索+W鋼帶+錨索組合鋼梁+金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，如圖4所示，具體支護(hù)設(shè)計過程見文獻(xiàn)[14]。

巷道頂板支護(hù) 錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(φ22-M24-2500)，每排7根加W鋼帶，中部錨桿垂直巷道表面安裝，兩側(cè)錨桿與水平面夾角75°，錨桿排距800mm，間距800mm，錨桿直徑22mm，長2500mm，桿尾螺紋為M24mm，錨桿托板為120mm×120mm×5mm高強(qiáng)度拱形托板。W鋼帶為BSH5000×250×4mm鋼帶托板(排距800mm)；錨索排距1600mm，間距2000mm，直徑22mm，長8300mm，均與頂板垂直，錨索組合梁為JW型高強(qiáng)度鋼帶，長4500mm，錨索托板為300mm×300mm×16mm高強(qiáng)度托板；2排錨索中部加1套組合錨索(5根錨索)，巷道兩側(cè)肩角部加肩角部錨索，肩角部錨索排距1600mm，與巷道頂部錨索間隔布置，直徑22mm，長4300mm，托板采用800mm的11號礦用工字鋼。

圖3 沿空掘巷掘進(jìn)前和回采期間支承壓力分布

圖4 5204巷斷面支護(hù)

巷道兩幫支護(hù) 巷道兩幫各用4根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(φ22-M24-3000)、BSH3000×250×4mm鋼帶托板(排距800mm)、50mm×50mm金屬網(wǎng)聯(lián)合護(hù)幫，錨桿排間距為800mm×900mm，錨桿直徑22mm，長3000mm，桿尾螺紋為M24mm。頂部錨桿與水平方向夾角為10°(向上偏)，底部錨桿與水平方向夾角為20°(向下偏)，中間2根錨桿垂直巷幫。

錨固長度及預(yù)緊力 錨桿采用2支樹脂藥卷加長錨固(1支K2335+1支Z2360)，預(yù)緊力矩不小于200 N·m，預(yù)緊力要求不低于80kN。頂板錨索采用3支樹脂藥卷端頭錨固(1支K2335+2支Z2360)，錨固長度不小于1.5m，預(yù)緊力不小于100kN，錨索預(yù)應(yīng)力不低于170kN。巷道頂板破碎段采用加組合錨索的方法進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

噴漿 5204沿空巷道采用全斷面噴漿封閉，隔絕暴露煤層與空氣的接觸，噴漿距工作面正前方不大于40m，噴漿厚度不小于100mm。

W鋼護(hù)板規(guī)格 采用W鋼護(hù)板，厚度5mm，寬280mm，長度450mm。

3.2 巷道支護(hù)預(yù)應(yīng)力分布數(shù)值模擬

按照錨網(wǎng)索耦合支護(hù)初步為設(shè)計方案進(jìn)行建模，對錨桿施加預(yù)緊力，進(jìn)行數(shù)值模擬計算[15-17]。圖5為錨索耦合支護(hù)模擬示意圖，圖6為施加預(yù)緊力后錨桿與錨索所受軸力圖，錨桿施加預(yù)緊力為80 kN，錨索施加預(yù)緊力為200kN。圖7，圖8為錨桿、錨索支護(hù)的高預(yù)應(yīng)力場分布。

圖5 錨桿錨索耦合支護(hù)模擬示意

圖6 施加預(yù)應(yīng)力后錨桿與錨索所受軸力示意

圖7 錨桿與錨索形成的不同附加應(yīng)力范圍

圖8 巷道截面預(yù)應(yīng)力分布

由圖5～圖8分析得：

(1)錨桿作用區(qū)間內(nèi)，巷道圍巖內(nèi)形成了高預(yù)應(yīng)力圈(0.5MPa)，對圍巖起到了很好的主動支護(hù)作用，提高圍巖強(qiáng)度，增強(qiáng)圍巖整體性，防止圍巖離層，增加結(jié)構(gòu)面間的壓力，提高圍巖結(jié)構(gòu)面抗摩擦能力。

(2)錨索作用區(qū)域內(nèi)，巷道圍巖也形成一定的預(yù)應(yīng)力圈(0.1～0.5MPa)，其作用與錨桿作用區(qū)相似，增加了支護(hù)控制范圍，提高了頂板穩(wěn)定性。

(3)肩角部錨索對巷道兩頂角的應(yīng)力集中薄弱位置進(jìn)行了加強(qiáng)支護(hù)，防止因巷道局部破壞而引起“多米諾”效應(yīng)導(dǎo)致巷道整體失穩(wěn)。

4 巷道圍巖變形實測分析

4.1 掘巷期間巷道變形實測分析

通過連續(xù)監(jiān)測巷道表面位移可以掌握巷道表面位移隨時間和空間的變化情況，對監(jiān)測結(jié)果分析可以得到巷道圍巖變形規(guī)律，從而對支護(hù)參數(shù)和支護(hù)效果進(jìn)行評價。掘進(jìn)期間布置了A，B 2個測區(qū)，A測區(qū)距停采線80m，B測區(qū)距A測區(qū)150m，每個測區(qū)布置10個測點，每個測點相距10m，監(jiān)測結(jié)果如圖9～圖12所示。

圖9 A區(qū)測點巷道兩幫移近量

圖10 A區(qū)測點頂?shù)装逡平?/p>

圖11 B區(qū)測點兩幫移近量

圖12 B區(qū)測點頂?shù)装逡平?/p>

A，B測區(qū)巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果表明：掘巷期間巷道兩幫最大移近量小于65mm，頂?shù)装遄畲笠平啃∮?5mm，圍巖整體變形較小，兩幫變形量略大于頂?shù)装遄冃瘟?；掘進(jìn)初期巷道圍巖變形較快，之后逐漸減小，10～15d內(nèi)達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)；掘巷期間巷道位于應(yīng)力降低區(qū)，設(shè)計的錨網(wǎng)索耦合支護(hù)能有效控制圍巖變形。

4.2 回采期間巷道變形實測分析

回采期間有部分巷道段采用巷旁支護(hù)的方法提高支護(hù)強(qiáng)度，增強(qiáng)煤柱的穩(wěn)定性[18]。巷旁支護(hù)如圖13所示?；夭善陂g重新布置監(jiān)測點對巷道圍巖進(jìn)行監(jiān)測，距工作面開切眼60，160，320，600m處各設(shè)置1個測區(qū)，分別命名為第1測區(qū)、第2測區(qū)、第3測區(qū)、第4測區(qū)，其中第4測區(qū)未設(shè)置巷旁支護(hù)，監(jiān)測結(jié)果如圖14所示。

圖13 巷旁支護(hù)斷面

圖14 回采期間圍巖移近量

4個測區(qū)巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果表明：工作面初采期間(第1測區(qū))，兩幫移近量最大355mm，頂?shù)装遄畲笠平?03mm，兩幫變形量約為頂?shù)装遄冃瘟康?倍；正常回采期間，兩幫移近量平均為221mm，頂?shù)装逡平科骄鶠?31mm，兩幫變形量約為頂?shù)装遄冃瘟康?.6倍；工作面超前80～100m處圍巖開始變形，工作面超前35～40m變形加劇，表明超前支承壓力影響范圍在80～100m之間，劇烈影響區(qū)超前工作面35～40m；回采期間圍巖整體變形不大，表明設(shè)計的支護(hù)參數(shù)能夠有效控制圍巖變形；第4測區(qū)無巷旁支護(hù)對比試驗，表明巷旁支護(hù)可以減小煤柱側(cè)煤壁變形，但造成實體煤側(cè)煤壁變形量增加，無法控制圍巖整體變形量，建議不再使用此加固措施。

5 結(jié) 論

(1)采用合理的錨桿+W鋼帶+錨索+11號工字鋼+組合錨索+噴漿全封閉的錨網(wǎng)索耦合支護(hù)對策，錨桿作用區(qū)間內(nèi)，巷道圍巖內(nèi)形成了高預(yù)應(yīng)力圈，對圍巖起到了很好的主動支護(hù)作用。

(2)巷道掘進(jìn)期間頂?shù)装逡平孔畲鬄?7mm，兩幫移近量最大為64mm，兩幫變形比頂?shù)装遄冃温源螅徽；夭善陂g，兩幫移近量平均為221mm，頂?shù)装逡平科骄鶠?31mm，兩幫變形是頂?shù)装遄冃蔚?.6倍；超前支承壓力影響范圍在80～100m之間，劇烈影響區(qū)超前工作面35～40m。

(3)對比試驗表明巷旁支護(hù)可以減小煤柱側(cè)煤壁變形，但造成實體煤側(cè)煤壁變形量增加，可不再使用此煤柱加固措施。

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[責(zé)任編輯：姜鵬飛]

Gob-side Entry Driving Supporting Technology of Fully Mechanized Working Face with Large Mining Height and Extra Thick Coal Seam

XU Yong-xiang1，2

(1.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China;2.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

The paper taking mining situation of fully mechanized working face with large mining height and extra thick coal seam，to the problems that large loss of coal pillar as large size coal pillar set，large degree of stress concentration of inner coal pillar，large supporting difficulty of roadway in stress rising zone，then gob-side entry driving was used to decreased coal pillar loss and improved stress state of surrounding rock.And high strength and high pre-stress cable and rock bolt supporting was simulated，then pre-stress filed distribution law was obtained，surrounding rock supporting type and characters of gob-side entry driving were determined，the reinforcement results of roadway side supporting to coal pillar was analyzed and experiment，the practical showed that the maximal roof sag amount was 57mm，the maximal deformation amount between two sides was 64mm，and average roof sag amount was 131mm，an average deformation amount was 221mm during working face mining process，and surrounding rock movement was controlled effectively，the coal wall of coal pillar side deformation could be decreased obviously，but coal wall deformation around entity coal side increased obviously.

extra thick coal seam，high mining height，gob-side entry driving，small pillar

2016-08-05

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.014

國家重點基礎(chǔ)研究發(fā)展計劃( 973 計劃)( 2014CB046302)

許永祥(1987-)，男，河南許昌人，煤炭科學(xué)研究總院在讀博士生，主要從事采礦理論與技術(shù)、礦山壓力與圍巖控制研究。

許永祥.特厚煤層大采高綜放面沿空掘巷支護(hù)技術(shù)[J].煤礦開采，2017，22(2)：51-55，77.

TD353；TD263.2

A

1006-6225(2017)02-0051-05