近距離煤層采空區下巷道布置與錨桿支護研究

張保芳，王志剛

(1.霍州煤電集團公司 生產部，山西　霍州　031400； 2.霍州煤電集團公司 三交河煤礦，山西　臨汾　031600)

·試驗研究·

近距離煤層采空區下巷道布置與錨桿支護研究

張保芳1，王志剛2

(1.霍州煤電集團公司 生產部，山西霍州031400； 2.霍州煤電集團公司 三交河煤礦，山西臨汾031600)

摘要以霍州煤電汾河公司三交河煤礦2#煤層分叉后的2-1煤層、2-2煤層為工程背景，通過近距煤層采空區下巷道不同布置方式的礦壓特征分析，基于低應力區易于維護的原則，確定出2-2下部煤層巷道采用同向內錯20 m的布置方案。采用現場鉆孔窺視確定巷道頂板厚度的變化及頂板巖性情況，并提出了3種不同的頂板支護方案：高預應力錨網索支護、錨桿-架棚聯合支護、工字鋼架棚支護。通過現場試驗與監測表明：近距離下層煤層巷道采用同向長距離內錯的布置方式，錨桿最大工作載荷63 kN，巷道最大變形量30 mm，圍巖變形得到了有效控制。

關鍵詞近距離煤層；下行開采；鉆孔窺視；巷道布置；錨桿支護

我國煤礦正經歷著前所未有的大規模高效開采[1]，部分礦區已進入近距離煤層群采空區下煤層開采。國內外以往研究涉及的近距離下煤層工作面采動礦壓規律[2]及其物理相似模擬[3]、采空區下巷道布置方式[4]及其錨桿支護與圍巖控制技術[5]等，取得了許多指導礦井安全開采的實用成果。近距煤層上煤層開采后，上部煤層煤柱下方的頂板容易形成應力集中，使得下煤層開采過程中一些部位頂板來壓劇烈，對實際開采及巷道維護造成困難。

依據霍州煤電集團三交河煤礦采礦地質條件，通過理論分析、現場試驗開展了近距離煤層下行開采的巷道錨桿支護與礦壓規律研究，可為類似近距煤層下行開采與巷道支護提供一定指導。

1采礦地質條件

三交河煤礦目前主采2號煤層，分上下兩層，上層2-1煤層，平均厚度2.69 m，屬全區穩定可采煤層。底板間距0.1～12.0 m是下層2-2號煤層，層間距平均5.60 m左右，2-2號煤層平均厚度1.88 m，屬全井田穩定的分叉全區可采煤層。2-2煤層典型頂板鉆孔窺視見圖1，頂板厚度4.5 m，以砂質泥巖為主，結構完整性一般。由于上下兩層煤間距變化不定，部分采區前期采用了分層開采的方法，僅開采了上層2-1煤層，下層2-2煤層沒有開采。為了滿足礦井正常采掘銜接和煤炭產量的需求，下層2-2煤層煤炭需合理高效采出。

圖1　2-2煤層典型頂板鉆孔窺視圖

目前，五、六采區近距離上層2-1煤層開采后殘留多個遺留煤柱，在開采近距離下層2-2煤層時，采面巷道布置需要考慮上層殘留煤柱應力的顯著影響，因為巷道布置方位直接決定工作面兩巷支護形式與參數。

2巷道布置方案分析

近距煤層采用傳統下行開采時，上部煤層開采完后，下部煤層巷道布置有3種方式，見圖2.

圖2　近距離下煤層巷道傳統布置方式示意圖

1) 內錯布置(見圖2c)，該種布置方式的優點是下部煤層巷道位于上部煤層采空區下方，處于應力降低區，圍巖受力小，巷道易于維護；缺點是相鄰工作面煤柱留設大，煤炭資源損失大。2) 外錯布置(見圖2b)，優點在于煤柱留設比較小，提高采區回采率，煤炭可利用率增加；缺點在于下部煤層巷道位于上部煤層殘留煤柱下，巷道開掘處于高應力環境，圍巖壓力大，巷道維護困難。3) 重疊布置(見圖2a)，優缺點介于內錯、外錯之間。

依據現代礦壓理論，本文提出了同向長距離內錯的布置方式，見圖3，其優勢表現在：把下部煤層2條巷道布置在上部煤層2個不同采空區下方，2條巷道都位于低應力區，降低巷道開挖支護難度，易于維護；縮小煤柱留設寬度，甚至可以采用留設窄煤柱護巷的方式，能更好地提高采區回收率，實現煤炭資源的合理可持續開采。

依照初步設計，確定首先從原三采區上層2-311面采空區下布置下層2-2煤層首采面，內錯20 m布置首采面巷道，首個工作面設計長度220 m，設計15 m區段凈煤柱。

圖3　同向長距離內錯巷道布置方式示意圖

3巷道支護方案及監測

2-2煤層首采面位于978 m水平，地表相對位于后溝村南部，地表型態屬中高山地形，覆蓋有松林、灌木叢及少量農田，上覆基巖130～305 m.

3.1　頂板厚度窺視

要求施工隊組每班用錨索鉆機施工1~2個頂板孔，窺視2-2煤層巷道頂板到2-1煤層底板間的層間距及巖性狀況，首采面兩巷道自進入采空區后的頂板窺視厚度統計結果見圖4.正巷頂板厚度變化3.8～5.8 m，平均4.8 m；副巷頂板厚度變化2.6～4.9 m，平均4 m；首采面傾斜長度253 m，從頂板探測厚度差值上看，首采面所處圍巖地質條件不穩定。

圖4　首采面兩巷道頂板厚度探測結果圖

3.2　巷道支護初始方案

首采面巷道主要采用矩形斷面，考慮行人、通風以及圍巖預留變形量，設計斷面尺寸為：掘進寬度4.35 m，掘進高度2.59 m，掘進斷面積11.3 m2.依據以上頂板厚度窺視結果，考慮差異化支護、掘進效率及成本因素提出以下3種支護方案：

1) 工字鋼架棚支護(頂板厚度0～2 m).

采用11#工字鋼梯形棚，棚梁長3 860 mm，棚腿長3 050 mm，柱窩200 mm，叉腳80°，上凈口3 560 mm，下凈口4 550 mm，凈高2 800 mm，棚距600 mm.兩幫各兩道拉桿(改為“棚腿兩側各上2道拉桿”)，拉桿間距1 500 mm，最下部1根拉桿距底板500 mm.頂部密集鋪設水泥背板，幫部水泥背板呈花背布置，水泥背板規格為60 mm×150 mm×900 mm.

2) 錨桿-架棚聯合支護(頂板厚度2～5 m).

架棚支護方式與方案 1)相同。

頂板錨桿形式和規格：桿體為d20 MG335左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.0 m.采用拱型高強度托盤，托板規格為130 mm×130 mm×8 mm.配套減摩墊片。錨固方式：樹脂加長錨固，采用2支錨固劑，錨固長度為1 300 mm.頂錨桿角度：所有錨桿與垂直方向呈零度，垂直頂板安設。錨桿初始預緊力：使用扭矩倍增器預緊或者風動扳手，設計初始預緊力矩為300 N·m.W鋼帶規格：厚度3.0 mm，寬度250 mm，長度3.8 m.金屬網：采用12#鐵絲編織而成，網格為50 mm×50 mm，規格為4.1 m×1.1 m.錨桿布置：錨桿排距1 000 mm，每排5根錨桿，間距900 mm.

頂板厚度大于3 m時，采用錨索補強：1×7股鋼絞線，d17.8 mm，長度3.3 m，加長錨固，采用3支錨固劑。每排2根，間排距2.0 m×2.0 m，托板規格為300 mm×300 mm×14 mm高強度拱形托板。

幫錨桿形式和規格：桿體為d18 mm，長度1.6 m，牌號MG335左旋無縱筋螺紋鋼筋。采用拱形高強度托板，規格為130 mm×130 mm×8 mm，配套減摩墊片。錨固方式：樹脂加長錨固，錨固長度為800 mm.錨桿初始預緊力矩：設計初始預緊力矩為300 N·m(壓緊金屬網或緊貼巷幫)。W型鋼護板：采用厚度3.0 mm的鋼板加工而成，長度300 mm，寬度250 mm.錨桿角度：所有錨桿全部垂直巷幫安設。金屬網：采用12#鐵絲編制而成，網孔50 mm×50 mm，規格為2.0 m×1.1 m.錨桿布置：間排距1 200 mm×1 000 mm，每排2根錨桿。

3) 錨網索支護(頂板厚度5 m以上)。

頂板錨桿設計形式與參數同方案2)，錨索補強支護形式：1×7股鋼絞線，d17.8 mm，長度5.3 m，加長錨固。每排2根，間排距2.0 m×2.0 m，托板規格為300 mm×300 mm×14 mm高強度拱形托板。錨索預緊載荷不小于150 kN.

幫錨桿設計形式與參數與方案2)相同。

3.3　礦壓監測分析

為驗證現場施工的錨桿支護方案是否安全可靠，并為支護設計修改與優化提供數據支持，在巷道掘進采空區100 m位置設置了1個支護監測綜合測站，監測錨桿錨索工作載荷、圍巖移近變形及頂板離層，錨桿(索)工作載荷隨掘進影響變化曲線見圖5.

圖5　錨桿、錨索監測的工作載荷曲線圖

從圖5監測結果可分析，支護阻力一致穩定性好，波動范圍小；由于使用自制長臂扳手安裝錨桿，使桿體預緊力較大(47～79 kN)，超過合理設計值；短期內錨桿拉載荷損失較大，最大減小值29 kN；安裝后第4天測站距掘進面23 m左右，錨桿工作載荷開始穩定，但均比初始預緊力有明顯降低，且目前穩定值37 kN、42 kN、63 kN，基本處于設計預緊力范圍內，由此表明預緊力過高對其工作載荷沒有正面影響，對控制圍巖效果沒有明顯改變。錨索預張拉力150 kN，符合設計要求，在短期掘進的影響下有微小拉力增加，至距離掘進面20 m左右時，錨索工作載荷開始穩定，穩定值為160 kN.

巷道圍巖移近量監測結果：通過巷道斷面十字布樁法的連續測量，巷道圍巖移近量最大30 mm.巷道兩幫移近量最大23 mm，頂板下沉30 mm，均在允許變形范圍內。

頂板離層指示儀自安裝至今未發生數值變化，說明巷道頂板巖層整體性較好，沒有出現分層位移或膨脹現象。

4結論

1) 分析了近距煤層采空區下巷道不同布置方式的礦壓特征，基于低應力區易于維護的原則，確定出三交河煤礦近距離煤層2-2下部煤層巷道采用同向內錯20 m的布置方案，有利于巷道維護。

2) 實時窺視了首采面巷道頂板厚度變化，提出了3種不同的支護方案。現場試驗表明：錨桿最大工作載荷63 kN，巷道最大變形量30 mm，圍巖變形得到了有效控制。

參考文獻

[1]康紅普,王金華.煤巷錨桿支護理論與成套技術[M].北京：煤炭工業出版社，2007:135-138.

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[3]鄧雪杰,殷偉,張強,等.近距離煤層下行開采礦壓顯現規律相似模擬研究[J].煤礦開采,2011,16(3):124-127.

[4]張輝,劉少偉,鄭新旺.近距離煤層采空區下回采巷道位置優化與控制[J].河南理工大學學報(自然科學版),2010,30(2):157-161.

[5]林健,范明建,司林坡,等.近距離采空區下松軟破碎煤層巷道錨桿錨索支護技術研究[J].煤礦開采,2010,15(4):45-50+62.

Research on Roadway Location and Bolting Support below the Goaf of Close Upper Coal Seams

ZHANG Baofang, WANG Zhigang

AbstractTakes No.2-1, No.2-2 coal seam after No.2 coal seam bifurcated in Sanjiaohe coal mine of Huozhou coal and electricity group Fenhe company as engineering background. Through analyzing mine pressure feature of different arrangement of roadway under close coal seam goaf, based on the principles of low stress areas easy to maintain, determine the layout scheme of using inward movement within 20 m of No.2-2 lower coal seam roadway. On site drilling peep determine the change in the thickness of the tunnel roof, rock property of roof and propose three different support programs that high prestressing bolt, mesh and anchor cable support, bolt frame shed combined support and I-steel frame shed support. Field test and monitoring shows that the inboard-type layout in the same direction long distance in close lower coal seam roadway, the maximum working load of bolt is 63 kN, maximum deformation amount of roadway is 30 mm, surrounding rock deformation is effectively controlled.

Key wordsClose upper coal seams; Downward mining; Drilling peep; Roadway location; Bolting support

中圖分類號：TD353

文獻標識碼：B

文章編號：1672-0652(2015)12-0026-04

作者簡介：張保芳(1966—)，男，山西襄汾人，2012年畢業于太原理工大學，工程師，主要從事煤礦開掘技術管理研究工作(E-mail)731164763@qq.com

收稿日期：2015-11-10