煤礦堅硬頂板回采巷道底鼓控制技術研究

李 忠

(大同煤礦集團 同發東周窯煤業有限公司，山西 大同 037101)

·試驗研究·

煤礦堅硬頂板回采巷道底鼓控制技術研究

李 忠

(大同煤礦集團 同發東周窯煤業有限公司，山西 大同 037101)

針對國投塔山煤礦10209回采巷道生產地質條件，分析了回采巷道在采動影響下巷道底鼓機理及控制技術。通過分析，回采巷道底鼓主要影響因素為采動過程中的超前支承壓力，建立底板巖層滑動力學模型，提出加強兩幫支護強度及安裝底角錨桿對底板巖層進行控制的思路。以國投塔山煤礦10217回采巷道為背景進行現場工業性試驗，表明底鼓控制方案安全可靠，為堅硬頂板軟巖底板回采巷道底鼓控制提供依據。

巷道底鼓；支承壓力；底角錨桿

巷道是礦井的咽喉，為保證安全高效生產，礦井巷道要盡量保證其設計斷面尺寸。隨著我國經濟的發展，煤炭需求量的不斷增加，礦山開采技術的迅速提高，開采設備趨向大型化、工作面單產的提高需要更大斷面的巷道以保證通風、運輸的要求。在所有煤礦巷道中，回采巷道的圍巖條件、應力狀況最為復雜，底板巖層一般較為軟弱，在超前支承壓力的影響下，底鼓現象十分普遍。巷道底鼓發生后，巷道斷面縮小，阻礙運輸、通風和人員行走，因底鼓而造成巷道報廢的現象時有發生，嚴重影響生產和威脅安全[1-3].

1 礦井概況及回采巷道底鼓情況

1.1 礦井概況

國投大同能源有限公司塔山煤礦擴建項目屬大同市“6656”重點工程項目，并被列入山西省煤炭工業發展“十一五”規劃。國投塔山煤礦主要開采2#煤層，傾角在3°左右，在10209工作面回采過程中，10209回風平巷出現了嚴重的底鼓問題，底鼓量最大可達600 mm，嚴重影響了通風、行人、運輸等需求，并且影響了超前支架的前移，制約了礦井的正常回采。

國投塔山煤礦煤巖體主要巖石力學參數見表1.

表1 煤巖石主要力學參數表

經煤巖力學測試，國投塔山10209工作面中砂巖的單軸抗壓強度達到89.0 MPa，粉砂巖的單軸抗壓強度達到62.76 MPa，國投塔山煤礦2#煤的頂板強度較大，為堅硬頂板；2#煤的單軸抗壓強度為9.49 MPa，屬于軟煤；底板炭質泥巖單軸抗壓強度為19.51 MPa，屬于軟巖。

1.2 巷道原支護情況

10209回風平巷為矩形斷面，巷道斷面尺寸為：寬5 000 mm×高3 300 mm，10209回風平巷采用錨網索支護，頂錨桿均為d22 mm×2 400 mm左旋無縱筋高強度錨桿，150 mm×150 mm×10 mm鋼托盤，每根錨桿用Z2360樹脂藥卷2支；回風平巷兩幫采用d18 mm×1 800 mm普通螺紋鋼錨桿，150 mm×150 mm×10 mm鋼托盤，每根錨桿用Z2360樹脂藥卷1支。頂部掛網孔均為100 mm×100 mm冷拔絲網，兩幫自頂以下2.4 m，煤柱幫掛網采用8#菱形鋼絲網，網孔為100 mm×100 mm，頂錨桿間排距均為900 mm×1 000 mm，幫錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm.

所有錨索均為d15.24 mm×5 100 mm鋼絞線，每根用Z2360樹脂藥卷3支，300 mm×300 mm×10 mm鋼板。錨索沿巷道中心線布置，排距為2 000 mm，每排1根，錨索必須緊跟迎頭。

1.3 原支護下巷道變形及應力分布情況

采用十字測量法對10209回風平巷表面位移進行觀測，通過對巷道表面位移的觀測，分析巷道圍巖變形規律。

在采動影響下，該測站的巷道表面變形量及變形速度見圖1，2.

圖1 巷道頂底板移近量曲線圖

圖2 巷道頂底板移近速度曲線圖

由圖1，2可得，在整個觀測期間內，巷道頂板累計下沉量為91 mm，巷道累計底鼓量為591 mm，頂板下沉速度最大為20 mm/d，底鼓速度最大為131 mm/d，均發生在距離工作面16 m處，此后，頂板下沉速度及底鼓速度均急劇下降,由此可以推斷在距離工作面16 m的時候，工作面超前支承壓力達到峰值。

2 國投塔山煤礦回采巷道底鼓機理研究

回采巷道產生底鼓最主要的原因是工作面超前支承壓力的影響，超前支承壓力由頂板通過兩幫傳遞給底板，其大小與分布狀況決定回采巷道底鼓的強烈程度。

支承壓力影響下，煤柱與底板的力學關系類似于建筑物的基礎與地基的關系[4，5]. 支承壓力通過兩幫傳遞到底板，力學模型見圖3. Ⅰ區處于主動應力狀態，底板沿bc產生滑移，應力通過Ⅱ區過度到被動應力區Ⅲ區，使巷道底板向上隆起，擠入巷道，造成底鼓顯現。圖中L表示支承壓力有效影響范圍，D表示破壞深度。

圖3 支承壓力作用下底板巖層滑動力學模型圖

D=rcosθ=r0eα·tanφcosθ

(1)

(2)

(3)

由式(3)知，支承壓力的分布情況影響底板的破壞深度，支承壓力峰值距離巷幫越遠，底板破壞深度越深，即底板零位移點越深，將導致Ⅲ區巖體向上位移增加，巷道底鼓現象加劇。

運用巖體極限平衡理論，支承壓力峰值距離巷幫L為：

(4)

基于普朗特爾理論基礎[4，5]，當應力集中系數為K時，被動應力區承受應力q為：

(5)

式中：

C2—底板巖層內聚力；

γ2—底板巖層容重；

NC、Nq、Nr—承載力系數，與底板內摩擦角相關。

將式(5)帶入式(4)得

(6)

由式(6)可知，隨著應力集中系數的降低，煤體及底板巖層內聚力和內摩擦角的增大，底鼓量會相應減小。

以10209工作面為背景，式(6)相關計算參數為：煤體內聚力C1取1.73 MPa，底板巖層內聚力C2取2.03 MPa，礦井巖層平均容重γ1取25 kN/m3，底板巖層容重γ2取25 kN/m3，應力集中系數為k取2.7，煤體內摩擦角φ取19.75°,巷道高度m取3.3 m，三軸應力系數ξ取2.021，煤層與頂底板接觸面摩擦因數f取0.359，錨桿支護強度取0.1 MPa，煤層埋深H取450 m，NC、Nq、Nr[6]依據底板內摩擦角21.4°分別取14.83、5.39、6.40，帶入式(6)得q=0.034 MPa.

3 回采巷道底鼓控制思路

由10209工作面回風平巷底鼓產生機理可知，較大的支承壓力及兩幫的下沉、內移產生的采動水平應力是導致底鼓的主要原因。由于巷道所受支承壓力不易改變，故采用加強支護的方法對巷道底板及兩幫進行控制。

1) 對巷道底板進行有效支護。

安裝巷道底角錨桿對巷道底板進行有效支護。由于底板在支承壓力作用下主動應力區沿bc面滑移，因此，沿ac方向布置底角錨桿，錨桿阻力可制約主動應力區巖體的滑移，進而控制被動應力區的向上位移，減小巷道底鼓量。

2) 加強巷道兩幫的支護。

加強兩幫錨桿支護密度。兩幫的有效支護可減小兩幫下沉及巷內移近，進而減小采動水平應力引起的壓曲及瞬時擴容量，減小底鼓量。

被動應力區承受應力為0.034 MPa，底角錨桿按原支護排距計算，考慮現場底角錨桿安裝位置距煤幫200 mm，d22 mm BHR335螺紋鋼錨桿支護強度為0.041 MPa，滿足應力條件。

綜上所述，底鼓控制方案可定為頂板與原支護參數相同，兩幫錨桿選用BHR335左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距改為900 mm，幫底角錨桿傾角為20°；底板底角錨桿選用BHR335左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，由于ac與水平面夾角β<58.2°，長度為2～2.6 m，與垂直面角度為20°～60°，綜合考慮控制效果及經濟性，底角錨桿長度可選為2.4 m，安裝角度可選為30°.

4 工業性試驗

基于上述控制思路，于2015年3月在10217工作面回風平巷進行工程實踐。10217回風平巷支護方案頂板參數與10209回風平巷相同，在兩幫靠近底板300 mm處安裝幫角錨桿，安裝角度為20°，錨桿采用d22 mm×2 400 mm BHR335高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。

在巷道底板安裝底角錨桿，錨桿采用BHR335高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，其規格為d22 mm×2 400 mm. 錨固為樹脂藥卷加長錨固，每根錨桿用Z2360樹脂藥卷2卷。兩底角錨桿分別距頂巷道兩幫200 mm，布置角度均為30°. 錨桿的排距為1 000 mm，與頂幫錨桿排距保持一致。

在10217回風平巷布置礦壓監測站。測站距工作面150 m，測站布置2個測面，測面間距1.0 m. 監測內容為巷道表面位移。

在采動影響下，測站的巷道表面變形量及變形速度見圖4.

圖4 巷道頂底板變形曲線圖

在觀測時間段內，巷道頂板累計下沉量為72 mm，底鼓量為258 mm，兩幫累計移近量為388 mm. 與10209回風平巷底鼓量591 mm相比，底鼓量減小56.35%，底板巖層得到有效控制。工業性試驗取得成功。

5 結 論

1) 回采巷道產生底鼓主要的原因是工作面超前支承壓力的影響，超前支承壓力由頂板通過兩幫傳遞給底板。巷道底板向上隆起，造成底鼓顯現。

2) 采用加強兩幫支護、安裝底角錨桿控制底鼓的方式經濟有效，為堅硬頂板條件下的軟巖底板回采巷道提供實踐經驗。

[1] 鄭西貴，劉 娜，張 農，等.深井巷道撓曲褶皺性底臌機理與控制技術[J].煤炭學報,2014,39(3):417-423.

[2] 王衛軍，李樹清.深井煤層巷道圍巖控制技術及試驗研究[J].巖石力學與工程學報，2006,25(10):2103-2107.

[3] 楊紅宇.深部巷道底鼓機理與控制技術[J].山西焦煤科技,2014(4):49-52.

[4] 錢鳴高，石平武，許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010：21-22.

[5] 徐 營，周 輝，柏建彪，等.沿空留巷底鼓特征與控制方法研究[J].巖石力學與工程學報,2015,34(2):4235-4243.

[6] 黃林青.地基基礎工程[M].北京：化學工業出版社，2003：45-46.

Floor Heave Control of Gateroad in Hard Roof Coalmine

LI Zhong

Based on geological conditions in No.10209 gateroad in Tashan coalmine, the paper makes a deep research on the floor heave mechanism and control method under the influence of mining. By deliberate analysis, the main factors of the floor heave are the abutment pressure formed in mining, building slide mechanical model of floor strata, putting forward control ideas of strengthening the support intensity of two coal side and installing base corner bolts. Industrial experiment shows that the floor heave control method in Tashan coalmine behaved safe and reliable, it provides reference for the floor heave control in hard roof and soft floor gateroad.

Floor heave; Abutment pressure; Base corner bolt

2016-12-12

李 忠(1989—)，男，山西右玉人，2013年畢業于中國礦業大學，助理工程師,主要從事煤礦開采技術研究

(E-mail)Lz023@163.com

TD353

B

1672-0652(2017)01-0034-04