巷道留煤柱迎采动掘进支护技术研究.docx

          巷道留煤柱迎采动掘进支护技术研究                    摘要：为满足综采工作面设备安装的运输需要，解决在留设煤柱的情况下，巷道迎采动掘进的支护问题采用围岩力学理论分析→初步设计→矿压监测与分析→优化设计等步骤，构建了巷道支护动态管理体系研究结果表明：运用 “帮顶同治”的支护思想，使用预应力锚索+10#槽钢支护技术，在巷道帮部形成“钢绞线预拉力衍架支护”结构，顶板最大下沉量控制在155mm内，两帮最大位移量控制在370mm内，巷道围岩变形得到了有效的控制，满足工作面安装时的运输要求③关键词：留煤柱；采动影响；掘进支护；支护设计动态管理体系；钢绞线预拉力衍架支护0 引言在留煤柱迎采动掘进中，受超前支撑压力影响，巷道围岩压力较普通掘进巷道成倍叠加，沿空巷道周围煤体压力将会剧烈显现，破碎区大范围扩张当巷道掘进至采空区应力影响范围后，受残余支撑压力及未稳定采空区影响，巷道变形量会持续增加为解决巷道变形问题，在钱营孜煤矿W3225工作面风巷进行了一次工程实践，取得了部分研究成果1 工程概况钱营孜煤矿W3225工作面位于矿井西二采区南翼三阶段，上邻正在回采的W3223工作面，设计保护煤柱为20m,下邻已回采结束的W3227工作面，设计保护煤柱为5m。

W3225风巷断面规格为净宽×净高=4800×3200mm，巷道沿煤层顶板施工，工作面内32煤层为较稳定煤层，煤层伪顶为0.2～0.5m厚的泥岩，直接顶和老顶均为30m厚的泥岩，硬度系数为4由于采掘接替需要，钱营孜煤矿W3225风巷需要在W3223工作面采动影响下留小煤柱掘进，当回采工作面与掘进工作面相遇时，W3225风巷围岩受力情况异常复杂，压力显现也会尤为明显，怎样控制W3225风巷施工期间的巷道变形，是保证W3225工作面尽快具备回采条件的重要任务图一 W3225风巷施工位置图2 小煤柱采动影响巷道压力分析根据采场上覆岩层的“砌体梁”理论，随着工作面的回采，工作面正上方的顶板C随即冒落，并带动顶板B倾斜下落，沿空巷道会受到三个方面的压力，分别是来自巷道正顶A的压力α、来自顶板B倾斜向左下方的压力β、来自采空区方向的水平应力γ ①图二 W3225风巷围岩压力情况分析可知，W3225风巷在施工期间围岩压力变化分为三个阶段：第一阶段：W3225风巷与W3223工作面相向施工，W3225风巷受掘进巷道围岩压力和工作面超前压力影响第二阶段：W3225风巷与W3223工作面相遇，W3225风巷受掘进巷道围岩压力、工作面顶板垮落压力。

第三阶段：W3225风巷施工至W3223工作面采空区范围，W3225风巷受掘进巷道围岩压力和工作面采空区残余压力综合分析可知，在采动影响下，W3225风巷小煤柱沿空掘巷围岩控制相比常规工作面沿空掘巷围岩控制要更加困难3 巷道支护设计技术方案与参数3.1支护设计方案3.1.1关键技术1）依据顶板离层量、巷道围岩位移量、锚杆（索）受力载荷和巷道围岩窥视孔四项指标，通过收集、分析巷道在采动掘进时的围岩变化情况，为小煤柱采动影响下的巷道掘进支护方式选择提供重要依据2）运用沿空掘巷“帮顶同治”的支护思想，在强化顶板支护的同时加强帮部的支护，将“钢绞线预拉力衍架支护”方式运用在巷道帮部支护上，着重控制来自采空区的水平应力②3）健全煤巷支护设计程序，通过围岩力学理论分析→初步设计→矿压监测与分析→优化设计四个步骤，构建了支护设计动态管理体系3.1.2方案操作流程： 3.2支护参数通过运用W3225风巷支护设计方案，分析研究W3225风巷围岩压力情况及巷道地质条件，结合钱营孜煤矿煤巷锚网梁索支护经验，最终确定如下支护形式：1）顶部支护：采用φ22mm，L＝2400mm KMG500型左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm； 菱形网采用φ3.5mm镀锌铁丝编织而成，网格为100mm×100mm，网幅为5600mm×1100mm；W型钢带梁采用Q235钢带加工而成，宽度为183mm，长度为4800mm；锚索采用Ф17.8mm L=6200mm的SKP型锚索。

2）帮部支护：采用φ20mm，L＝2000mm KMG335全螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm；菱形网和钢带梁材质与顶板相同3）相邻W3223回采工作面侧帮部支护：采用Ф17.8mm L=3500mm的SKP型锚索与10#槽钢配合支护图三 W3225风巷支护图4 支护效果分析1）、通过巷道内的围岩压力枕变化曲线可以看出W3223工作面超前压力对W3225风巷的影响距离为30m左右，围岩压力在与工作面相遇时开始迅速增大，工作面推过约50m左右达到峰值，与工作面老顶初次来压的步距（60m）基本相同，工作面推过200m左右压力枕数值开始回弹，然后逐渐趋于平衡图四 W3225风巷围岩压力变化曲线2）、通过巷道内的围岩移近量变化曲线可以看出W3225风巷帮部围岩移近量在工作面回采过70m后开始急剧变化，与工作面老顶初次来压的步距（60m）基本相同，工作面推过200m左右变化的速度会逐渐降低，350m后逐渐趋于平衡图五 W3225风巷巷道位移曲线3）、通过对W3225机风联巷内的围岩变化观测，采煤工作面对相邻区域的影响范围可达到35m，在距离W3223工作面相距35m以外的围岩矿压显现不明显。

图六 W3225风巷顶板探查孔窥视图通过观测数据分析，在有效的支护方式下，W3225风巷内仅迎采动初期部分巷道局部受胡圩子向斜、顶板淋水等影响，最大帮部位移量达1.2m，最大底鼓量达1m，其余巷道帮部围岩最大移近量为530mm，顶板最大下沉量为180mm，底板最大底鼓量为500mm，巷道变形量均在合理范围内，围岩变化得到了有效地控制，能够满足工作面安装和回采期间的使用5 结 论根据此次巷道支护体系的完善过程，总结出巷道留煤柱迎采动掘进支护的五点经验：1）巷道的支护设计，不能单纯地增加支护密度，同时还要提高支护材料的强度，优化支护材料的布置，科学的进行差异化支护2）巷道的加固必须根据矿压规律超前进行施工，巷道压力显现之后再进行加固支护会严重影响围岩变化的控制效果3）迎采动掘进巷道首次与工作面相遇时，尽量选择巷道围岩较为稳定的地段，避免地质构造带和富水区域，防止巷道围岩变形的各种不利因素的集中显现4）针对支护设计的纯理论性和经验性，支护设计的动态管理体系改变了传统的思维方式，更加科学的为巷道支护设计服务，有利于地质条件特殊、围岩压力集中的巷道选择支护方式5）将“钢绞线预拉力衍架支护”方式运用在巷道帮部支护上，能够有效的控制帮部围岩变形，该支护形式材料普通、施工方便、效果明显，值得推广使用。

参考文献：[1] 钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京：中国矿业大学出版社，2003.[2] 张农，李学华，高明仕.迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用[J].岩石力学与工程学报，2004,23（12）:2100-2105.[3] 柏建彪.综放沿空掘巷围岩稳定性原理及控制技术研究[博士论文] [D].徐州：中国矿业大学，2002.研究方向：采矿工程7  -全文完-。