煤矿坚硬顶板回采巷道底鼓控制技术研究

李 忠

(大同煤矿集团 同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037101)

·试验研究·

煤矿坚硬顶板回采巷道底鼓控制技术研究

李 忠

(大同煤矿集团 同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037101)

针对国投塔山煤矿10209回采巷道生产地质条件，分析了回采巷道在采动影响下巷道底鼓机理及控制技术。通过分析，回采巷道底鼓主要影响因素为采动过程中的超前支承压力，建立底板岩层滑动力学模型，提出加强两帮支护强度及安装底角锚杆对底板岩层进行控制的思路。以国投塔山煤矿10217回采巷道为背景进行现场工业性试验，表明底鼓控制方案安全可靠，为坚硬顶板软岩底板回采巷道底鼓控制提供依据。

巷道底鼓；支承压力；底角锚杆

巷道是矿井的咽喉，为保证安全高效生产，矿井巷道要尽量保证其设计断面尺寸。随着我国经济的发展，煤炭需求量的不断增加，矿山开采技术的迅速提高，开采设备趋向大型化、工作面单产的提高需要更大断面的巷道以保证通风、运输的要求。在所有煤矿巷道中，回采巷道的围岩条件、应力状况最为复杂，底板岩层一般较为软弱，在超前支承压力的影响下，底鼓现象十分普遍。巷道底鼓发生后，巷道断面缩小，阻碍运输、通风和人员行走，因底鼓而造成巷道报废的现象时有发生，严重影响生产和威胁安全[1-3].

1 矿井概况及回采巷道底鼓情况

1.1 矿井概况

国投大同能源有限公司塔山煤矿扩建项目属大同市“6656”重点工程项目，并被列入山西省煤炭工业发展“十一五”规划。国投塔山煤矿主要开采2#煤层，倾角在3°左右，在10209工作面回采过程中，10209回风平巷出现了严重的底鼓问题，底鼓量最大可达600 mm，严重影响了通风、行人、运输等需求，并且影响了超前支架的前移，制约了矿井的正常回采。

国投塔山煤矿煤岩体主要岩石力学参数见表1.

表1 煤岩石主要力学参数表

经煤岩力学测试，国投塔山10209工作面中砂岩的单轴抗压强度达到89.0 MPa，粉砂岩的单轴抗压强度达到62.76 MPa，国投塔山煤矿2#煤的顶板强度较大，为坚硬顶板；2#煤的单轴抗压强度为9.49 MPa，属于软煤；底板炭质泥岩单轴抗压强度为19.51 MPa，属于软岩。

1.2 巷道原支护情况

10209回风平巷为矩形断面，巷道断面尺寸为：宽5 000 mm×高3 300 mm，10209回风平巷采用锚网索支护，顶锚杆均为d22 mm×2 400 mm左旋无纵筋高强度锚杆，150 mm×150 mm×10 mm钢托盘，每根锚杆用Z2360树脂药卷2支；回风平巷两帮采用d18 mm×1 800 mm普通螺纹钢锚杆，150 mm×150 mm×10 mm钢托盘，每根锚杆用Z2360树脂药卷1支。顶部挂网孔均为100 mm×100 mm冷拔丝网，两帮自顶以下2.4 m，煤柱帮挂网采用8#菱形钢丝网，网孔为100 mm×100 mm，顶锚杆间排距均为900 mm×1 000 mm，帮锚杆间排距均为1 000 mm×1 000 mm.

所有锚索均为d15.24 mm×5 100 mm钢绞线，每根用Z2360树脂药卷3支，300 mm×300 mm×10 mm钢板。锚索沿巷道中心线布置，排距为2 000 mm，每排1根，锚索必须紧跟迎头。

1.3 原支护下巷道变形及应力分布情况

采用十字测量法对10209回风平巷表面位移进行观测，通过对巷道表面位移的观测，分析巷道围岩变形规律。

在采动影响下，该测站的巷道表面变形量及变形速度见图1，2.

图1 巷道顶底板移近量曲线图

图2 巷道顶底板移近速度曲线图

由图1，2可得，在整个观测期间内，巷道顶板累计下沉量为91 mm，巷道累计底鼓量为591 mm，顶板下沉速度最大为20 mm/d，底鼓速度最大为131 mm/d，均发生在距离工作面16 m处，此后，顶板下沉速度及底鼓速度均急剧下降,由此可以推断在距离工作面16 m的时候，工作面超前支承压力达到峰值。

2 国投塔山煤矿回采巷道底鼓机理研究

回采巷道产生底鼓最主要的原因是工作面超前支承压力的影响，超前支承压力由顶板通过两帮传递给底板，其大小与分布状况决定回采巷道底鼓的强烈程度。

支承压力影响下，煤柱与底板的力学关系类似于建筑物的基础与地基的关系[4，5]. 支承压力通过两帮传递到底板，力学模型见图3. Ⅰ区处于主动应力状态，底板沿bc产生滑移，应力通过Ⅱ区过度到被动应力区Ⅲ区，使巷道底板向上隆起，挤入巷道，造成底鼓显现。图中L表示支承压力有效影响范围，D表示破坏深度。

图3 支承压力作用下底板岩层滑动力学模型图

D=rcosθ=r0eα·tanφcosθ

(1)

(2)

(3)

由式(3)知，支承压力的分布情况影响底板的破坏深度，支承压力峰值距离巷帮越远，底板破坏深度越深，即底板零位移点越深，将导致Ⅲ区岩体向上位移增加，巷道底鼓现象加剧。

运用岩体极限平衡理论，支承压力峰值距离巷帮L为：

(4)

基于普朗特尔理论基础[4，5]，当应力集中系数为K时，被动应力区承受应力q为：

(5)

式中：

C2—底板岩层内聚力；

γ2—底板岩层容重；

NC、Nq、Nr—承载力系数，与底板内摩擦角相关。

将式(5)带入式(4)得

(6)

由式(6)可知，随着应力集中系数的降低，煤体及底板岩层内聚力和内摩擦角的增大，底鼓量会相应减小。

以10209工作面为背景，式(6)相关计算参数为：煤体内聚力C1取1.73 MPa，底板岩层内聚力C2取2.03 MPa，矿井岩层平均容重γ1取25 kN/m3，底板岩层容重γ2取25 kN/m3，应力集中系数为k取2.7，煤体内摩擦角φ取19.75°,巷道高度m取3.3 m，三轴应力系数ξ取2.021，煤层与顶底板接触面摩擦因数f取0.359，锚杆支护强度取0.1 MPa，煤层埋深H取450 m，NC、Nq、Nr[6]依据底板内摩擦角21.4°分别取14.83、5.39、6.40，带入式(6)得q=0.034 MPa.

3 回采巷道底鼓控制思路

由10209工作面回风平巷底鼓产生机理可知，较大的支承压力及两帮的下沉、内移产生的采动水平应力是导致底鼓的主要原因。由于巷道所受支承压力不易改变，故采用加强支护的方法对巷道底板及两帮进行控制。

1) 对巷道底板进行有效支护。

安装巷道底角锚杆对巷道底板进行有效支护。由于底板在支承压力作用下主动应力区沿bc面滑移，因此，沿ac方向布置底角锚杆，锚杆阻力可制约主动应力区岩体的滑移，进而控制被动应力区的向上位移，减小巷道底鼓量。

2) 加强巷道两帮的支护。

加强两帮锚杆支护密度。两帮的有效支护可减小两帮下沉及巷内移近，进而减小采动水平应力引起的压曲及瞬时扩容量，减小底鼓量。

被动应力区承受应力为0.034 MPa，底角锚杆按原支护排距计算，考虑现场底角锚杆安装位置距煤帮200 mm，d22 mm BHR335螺纹钢锚杆支护强度为0.041 MPa，满足应力条件。

综上所述，底鼓控制方案可定为顶板与原支护参数相同，两帮锚杆选用BHR335左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间距改为900 mm，帮底角锚杆倾角为20°；底板底角锚杆选用BHR335左旋无纵筋螺纹钢锚杆，由于ac与水平面夹角β<58.2°，长度为2～2.6 m，与垂直面角度为20°～60°，综合考虑控制效果及经济性，底角锚杆长度可选为2.4 m，安装角度可选为30°.

4 工业性试验

基于上述控制思路，于2015年3月在10217工作面回风平巷进行工程实践。10217回风平巷支护方案顶板参数与10209回风平巷相同，在两帮靠近底板300 mm处安装帮角锚杆，安装角度为20°，锚杆采用d22 mm×2 400 mm BHR335高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

在巷道底板安装底角锚杆，锚杆采用BHR335高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，其规格为d22 mm×2 400 mm. 锚固为树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360树脂药卷2卷。两底角锚杆分别距顶巷道两帮200 mm，布置角度均为30°. 锚杆的排距为1 000 mm，与顶帮锚杆排距保持一致。

在10217回风平巷布置矿压监测站。测站距工作面150 m，测站布置2个测面，测面间距1.0 m. 监测内容为巷道表面位移。

在采动影响下，测站的巷道表面变形量及变形速度见图4.

图4 巷道顶底板变形曲线图

在观测时间段内，巷道顶板累计下沉量为72 mm，底鼓量为258 mm，两帮累计移近量为388 mm. 与10209回风平巷底鼓量591 mm相比，底鼓量减小56.35%，底板岩层得到有效控制。工业性试验取得成功。

5 结 论

1) 回采巷道产生底鼓主要的原因是工作面超前支承压力的影响，超前支承压力由顶板通过两帮传递给底板。巷道底板向上隆起，造成底鼓显现。

2) 采用加强两帮支护、安装底角锚杆控制底鼓的方式经济有效，为坚硬顶板条件下的软岩底板回采巷道提供实践经验。

[1] 郑西贵，刘 娜，张 农，等.深井巷道挠曲褶皱性底臌机理与控制技术[J].煤炭学报,2014,39(3):417-423.

[2] 王卫军，李树清.深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究[J].岩石力学与工程学报，2006,25(10):2103-2107.

[3] 杨红宇.深部巷道底鼓机理与控制技术[J].山西焦煤科技,2014(4):49-52.

[4] 钱鸣高，石平武，许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010：21-22.

[5] 徐 营，周 辉，柏建彪，等.沿空留巷底鼓特征与控制方法研究[J].岩石力学与工程学报,2015,34(2):4235-4243.

[6] 黄林青.地基基础工程[M].北京：化学工业出版社，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年毕业于中国矿业大学，助理工程师,主要从事煤矿开采技术研究

(E-mail)Lz023@163.com

TD353

B

1672-0652(2017)01-0034-04