低密度高强度支护技术在8118工作面煤巷的应用

2019-07-15杨志鹏

山东煤炭科技 2019年6期

杨志鹏

（山西新景煤业有限责任公司，山西阳泉 045000）

1 工程概况

阳煤集团新景矿8118工作面位于8#煤芦南区北翼西部，主采8#煤层，煤层均厚2.76m，结构简单，一般含有2层夹矸。煤层直接顶为黑色泥岩，均厚6.35m；基本顶为细粒砂岩，均厚7.31m；直接底为砂质泥岩，均厚3.45m；基本底为中粒砂岩，均厚5.2m。工作面采用综合机械化采煤方法。

8118工作面回风巷沿8#煤层底板掘进，巷道断面为矩形，净宽为4.4m，净高为2.6m。巷道采用锚网索支护，锚杆为Φ22mm×2400mm，顶板和两帮锚杆的间排距为800×1000mm，顶板锚索的间排距为1800×1000mm，锚索为Φ22mm×8300mm，采用二一二布置形式，钢筋梯子梁宽度为100mm，长度为4.7m，金属网片规格为5.4m×1.1m，如图1所示。巷道在原有支护方式下，尽管支护密度较大，但支护效果并不明显，顶底板及两帮变形量仍较大，支护整体性较差，不具备让压性能，导致来压时支护结构出现破坏。需对原有的支护参数做出调整，保证巷道围岩稳定。

图1 8118工作面回风巷原有支护形式示意图

2 煤巷低密度高强度支护原理

在8118工作面回风巷掘进过程中发现，巷道顶板为泥岩与砂岩互层的复合顶板，单一采用一次高强度的支护无法有效控制巷道的变形。针对8118工作面回风巷的围岩情况，决定采用一次支护来实现围岩的有限让压，以此达到降低围岩应力的效果。对围岩让压后再采用二次支护时增加锚杆（索）的联结，并提升锚杆、锚索的锚固长度，保证回风巷围岩的稳定[1-3]。

采用低密度高强度支护方式的概念包括两层含义：第一步为实现低密度支护。此阶段采用的支护强度应在确保巷道安全稳定的前提下，尽可能小的设置支护密度[4-5]；第二步为实现高强度支护。高强度支护的目的主要为有限让压之后，巷道所需的支护强度便会减小，再通过增加锚索之间的轴向连接，并补打锚杆、锚索，增加滞后安装的锚杆（索）的锚固长度，以此保障巷道围岩的稳定。

根据低密度高强度支护原理并结合8118工作面回风巷围岩压力大、强度低、结构差、底板易底鼓和顶板有淋水的情况，制定具体的支护技术与控制方法如图2所示。

图2 低密度高强度支护技术与控制方法

3 煤巷支护方案与效果

3.1 8118工作面回风巷支护方案

（1）临时支护

由于前探梁存在着劳动强度大、支护效果差、护顶面积小等特点，另外新景矿煤巷的条件又不适合使用机载式临时支护形式，故决定临时支护形式采用玻璃钢单体支柱。单体支柱的型号为DWB35-30型，在进行布置时采用玻璃钢单体液压支柱与金属铰接顶梁结合对顶板进行支撑，顶梁的长度为2m，每梁布置3根单体支柱，共布置三排，如图3所示。

图3 临时支护方式示意图

（2）永久支护

① 一次支护

顶板锚杆的间排距为2000×1100mm，锚杆直径为Φ22mm，长度为2400mm。靠近两帮的锚杆向巷帮方向倾斜成10°安装，其余锚杆垂直于巷道顶板打设。锚杆的锚固长度为1.2m，锚杆的安装预紧力大于300N·m。锚杆托盘采用拱形高强度托盘，同时采用规格为5.4m×2.3m、网孔规格为50×50mm的经纬金属网进行护帮护顶。顶板锚索间排距为2000×2200mm，每排打设2根锚索，锚索垂直于顶板打设。锚索型号为Φ22×8300mm的1×19股的钢绞线，锚索的安装预紧力为300kN，锚索采用一支MSK和两支MSZ2360型树脂型锚固剂对锚索进行锚固，锚固长度为2700mm，并在托盘与锁具之间增加双泡让压管装置。

巷帮锚杆的间排距为850mm×1100mm，锚杆直径为22mm，长度为2400mm。锚杆的型号为左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每排安装3根锚杆。靠近顶板的锚杆向顶板方向倾斜10°安装，其余锚杆均垂直巷帮安装。锚杆预紧力、锚固剂、托盘、金属网及锚杆的锚固长度与顶板参数相同。

② 二次滞后支护距离的确定

根据8118工作面的地质条件，利用FLAC3D数值模拟软件建立数值模拟模型，模型尺寸为50m×50m×50m，模型划分为142000个单元，对回风巷在一次支护方式下巷道掘进过程中顶底板及两帮移近量进行模拟分析。从回风巷采用一次支护方案后到掘进工作面向前推进15m的过程进行持续分析，根据数值模拟结果能够得出顶底板、两帮移近量—推进距离的曲线图，如图4所示。

图4 巷道围岩变形量随掘进距离的变化曲线

通过分析图4（a）能够得出，巷道在一次支护方式下顶底板及两帮的移近量会随着掘进距离的增大而逐渐增大。在掘进距离为0～5.5m的范围段，顶底板及两帮的移近量较大，其变化幅度较明显；当掘进距离处于5.5～12.1m时，顶底板、两帮的移近量增加幅度较小；但当掘进距离大于12.1m时，顶底板及两帮的移近量的增加幅度开始逐渐增大，巷道的一次支护已经无法保证巷道围岩的稳定，应及时进行二次支护。基于此并结合8118工作面回风巷的具体条件，考虑到安全稳定及施工方便等方面的因素，确定巷道二次支护的滞后时间为11m。

③ 二次支护

在8118工作面回风巷一次支护的基础上，滞后掘进面11m进行巷道的二次支护作业。二次支护采用锚杆的型号与一次支护相同，在巷道顶板上补打两根锚杆，锚杆垂直于巷道顶板打设。二次支护后顶板锚杆的间排距为1000mm×1100mm，补打的两根锚杆的锚固长度为2000mm。顶板锚索型号与一次支护相同，在原本两排锚索中间布置1根锚索，使得二次支护后锚索的布置形式为“二一二”形式。二次支护后锚索的间排距为2000mm×1100mm，锚索采用两支MSK2335和两支MSZ2360型树脂药卷进行锚固，锚固长度为3350mm。巷道两帮在靠近底板的位置处各补打1根锚杆，锚杆的锚固长度为2000mm。在巷道顶板及两帮安装由两根直径为16mm焊接成的钢筋梯子梁，其长×宽=4700×100mm，通过钢筋梯子梁增加锚杆（索）间的轴向连接，如图5所示。

图5 8118工作面回风巷永久支护示意图

3.2 支护质量监测

为验证8118工作面采用低密度高强度的支护方案的效果，通过十字布点法对回风巷的表面位移进行持续观测。在巷道内共布置三个测站，测站间间隔为50m，每两天对巷道围岩的位移进行一次观测，持续观测50d。根据矿压观测数据能够得巷道表面位移的曲线图，如图6所示。

通过分析图6能够看出，巷道三个不同位置的测站基本呈现出一致的变化趋势。1号测站在0～25d内巷道围岩变形量较大，顶底板最大移近量为141mm，两帮最大移近量为148mm，顶底板的变形速率为5.6mm/d，两帮变形速率为6.6mm/d。2号测站的顶底板最大移近量为110mm，两帮最大移近量为148mm，顶底板的变形速率为4.4mm/d，两帮变形速率为5.9mm/d。3号测站的顶底板最大移近量为104mm，两帮最大移近量为132mm，顶底板的变形速率为4.2mm/d，两帮变形速率为5.3mm/d。在25～50d，3个测站巷道顶底板及两帮移近量均基本保持稳定，这即表明巷道围岩已经处于稳定状态。根据三个测站的监测结果能够得出，巷道顶底板的最大移近量为144mm，两帮最大移近量为166mm，巷道围岩变形量得到了有效控制。