极近距离煤层综放开采巷道支护方案研究

极近距离煤层综放开采巷道支护方案研究

0巷道支护方案设计受顶板岩石较差、结构复杂、厚度薄、上采空区顶板集中压力等诸多因素的影响，云冈中学51年级教室的顶板出现层状剥离和破坏，沉降严重，堆放桩，错开。w形钢带压，v形钢带压，钢架压，平均沉降量20.30cm。在严重的情况下，它会发生倾斜，只有与棚脚接触，并且容易失去稳定性，这在不同地区的破坏程度上是不同的。针对以上问题,笔者以51115巷为研究对象,提出分段支护、减跨或改变巷道形状、提高锚杆预紧力、高阻让压以及护表等巷道支护原则,并通过现场应力观测给出验证,最终给出适合于该巷道的支护方案。该结论对类似条件下其他巷道的支护具有一定的参考价值。1西部中细粒砂岩结构311盘区位于云冈矿井北翼,东西走向长约2050m,南北倾向长平均2100m。盘区内主采的11-2号煤层与上部11-1号煤层为近距离煤层。本区地层大致为一单斜构造,倾角2°~6°,煤层除东南部不可采外,其余全部可采。煤层厚度0.50~3.78m,平均1.91m,伪顶为0.1~0.4m的粉砂岩,直接顶为0.80~15.28m的中细粒砂岩。西北部与11-1号层合并,合并区内煤层厚度最大为5.13m,最小为4.61m,平均4.93m,有1~3层夹石,夹石总厚度最大0.68m,单层厚度0.10~0.42m,在分叉线的厚度为0.8m。盘区内81115工作面长度925m、宽度119m。工作面51115巷与上覆煤层层间距情况见表1。2上分层开采影响顶板厚度1)围岩压力。通过现场对51115巷顶板表面及内部破坏情况观测,发现顶板发生层层剥落式破坏,内部存在离层,与之相反,煤帮完整,没有发生变形破坏。巷道的这种破坏形式主要是顶板承受了水平方向应力的作用所引起的。2)顶板厚度。51115巷顶板厚度1m以下的范围可达447m。顶板厚度小导致的直接问题是无法使用常规锚杆、锚索,仅能依靠架棚支护。然而巷道跨度大导致工字钢挠度增加,支撑能力低,必须依靠单体柱提供支撑,而回采过程中设备车的向外转移必须撤掉单体柱,极易诱发漏顶事故。3)围岩破裂范围。上部11-1号煤层回采过程中,其峰前压力会在底板中产生塑性破坏区,造成11-2号煤层顶板破裂。另外,11-2号煤层相邻工作面回采过程中对本工作面回采巷道也存在较大影响,使其顶板破裂,完整性极差,整体强度大幅降低。上层煤开采底板破坏深度和范围是进行巷道支护设计的重要依据。4)支护结构承载能力。在有限顶板厚度和顶板完整性条件下形成可靠的承载结构抵抗顶板水平压力。3支出的基础3.1煤柱帮及顶板施工测量结果在51115巷距离大巷300m处,利用钻孔摄像的方法对煤帮及顶板内部破裂状态进行了观测。典型围岩破裂如图1所示。观测结果显示:顶板施工钻孔将顶板打穿,中部3.50、2.32、1.93、0.80m处含煤线有离层,约16条长度小于1cm的裂隙,密集破裂区范围为1.2m;煤柱帮施工的测孔内全长均出现破碎带且围岩破碎明显,密集破裂区范围为1.7m;回采帮施工测孔内有13个断续破碎带,密集破裂区范围为0.9m。综上可知:受上覆开采的影响,51115巷顶板已出现裂隙,且已与上覆采空区贯通。3.2底板煤层深度分布模型根据滑移线场理论,上部采空区煤柱在下方底板中形成的塑性破坏区滑移线场如图2所示。底板破坏深度h为:其中:由dh/dα=0可求得底板岩层的最大屈服破坏深度h根据极限平衡理论计算煤壁塑性区宽度x其中:式中:M为煤层采厚;k为应力集中系数;γ为采区上覆岩层平均容重;H为煤层埋藏深度;C为煤体黏聚力;φ为煤体的内摩擦角;f为煤层与顶板接触面摩擦因数,为tanφ由51115巷地质条件可知,11-1号煤层开采深度300m,上覆岩层平均容重25×104支出计划4.1联合支护梁的结构巷道断面形状为矩形,尺寸为4.0m×2.8m(宽×高)。采用11号工字钢棚、单体柱以及锚索联合支护。钢棚排距0.7m,每排2架,工字钢梁长3.8m,棚腿2.75m,棚腿底部向两侧偏5cm。帮顶部锚索排距为1m。当顶板破碎或压力增大时,顶板铺金属网,并将网压紧压实。当层间距低于1m时,顶板需留有一定的顶煤,保证层间距在1m以上,留顶煤时必须在钢棚下压金属菱形网。4.2顶板锚杆和高强球型托盘巷道断面为矩形,尺寸为3.6m×2.6m(宽×高)。支护形式为高阻让压锚杆+让压鸟窝锚索梁+帮让压鸟窝锚索支护。顶锚杆选用直径为18mm的高强度(HB500)蛇形锚杆,让压点载荷9~12kN、让压距离为23mm,间排距为0.8m×0.9m,靠帮部最近的锚杆与垂直方向夹角为30°。每套锚杆采用1卷K2335和1卷Z2335树脂药卷,顶板锚杆采用150mm×150mm×8mm的高强球型托盘与W钢带(2.75-275-3400mm)联合支护;帮锚索与水平方向夹角为30°,选用ue54f17.8mm×5000mm鸟窝耦合让均压锚索,让压点载荷210~250kN、让压距离为35mm让压管,间排距1.8m×1.8m,300mm×300mm×10mm高强锚索托盘。当顶板破碎或巷道压力显现明显时,使用单体柱对工字钢梁进行补强(图3)。4.3锚杆支护参数支护方案采用锚网索支护。锚杆间排距为1000×1000mm,靠帮部最近的锚杆与垂直方向夹角为30°,其余参数与层间距3~4m段锚杆支护参数相同。锚索沿巷道中心线布置1根,排距为2000mm,层间距在4~5m时用4m锚索,5~6m时用5m锚索,6m以上时用6m锚索。支护断面如图4所示。5试验效果5.1巷道顶板下沉量监测根据围岩变形破裂观测结果,掘进和回采期间两帮岩体均较为完整,变形量很小,而顶板变形较大。因此测点布置在距回风巷200m处,层间距在5m左右,顶板下沉量监测曲线如图5所示。由图5可知,巷道掘进期间,顶板没有明显变形,顶板最大下沉量仅为15mm,变形趋于稳定时间为10d左右,变形速率低于1.5mm/d。由分析可知,当层间距大于4m时,采用锚网索支护形式可以有效控制顶板下沉量,缩短围岩应力调整周期。5.2巷道围岩监测采用锚杆测力计对掘进和回采期间顶板锚杆、锚索受力情况进行监测,测点位置与巷道变形测点相同,监测曲线如图6所示。巷道掘进期间,顶板锚杆和锚索受力均不大,稳定时锚索的轴力为88kN、锚杆轴力43kN,锚索受力明显大于锚杆,这说明锚索是主要的受力体。5.3浅基点的确定采用顶板离层仪测试顶板岩层锚固范围内外位移值,测点位置与巷道变形测点相同。设2个测点,其中深基点为4.7m,浅基点为1.65m。掘进期间,巷道顶板锚杆及锚索锚固区域内均没有发生明显的离层现象,说明顶板岩体较为完整,且变形表现为整体下沉,说明当层间距大于4m时,采用锚网索支护能提供较大的锚固力,充分发挥了围岩体的自承载作用。6巷道支护结构1)极近距离煤层采空区下巷道支护技术的主要影响因素为: