矿压显现明显区域掘进巷道支护形式论文

关于矿压显现明显区域掘进巷道支护形式的探讨【摘要】为了便于设备在井下的移动，因而回采巷道的断面不可避免的需要增大，从而导致在回采过程中巷道围岩变形增大和矿压显现剧烈。

而综采面回采巷道的围岩变形与矿压显现规律的特点与普通采煤回采巷道又有不同，本文对矿压显现明显区域掘进巷道支护形式进行分析，探讨同类条件下采煤的巷道管理和支护的可行性。

【关键词】综采回采巷道；矿压显现；掘进巷道；支护形式
1.巷道观测测点布置
1.1巷道表面变形测点布置
轨道巷侧自工作面切眼煤壁前方10米起开始布置巷道变形量观测断面，以后按5米间距布置观测断面。

共布置20个观测断面，观测范围110米左右。

运输巷内自工作面切眼煤壁前方10米起按5米间隔布置7个测点，观测距离45米。

每个断面内设定两帮方向和顶底板方向的位移基点。

两帮方向选定锚杆端头作为基点，顶底方向埋置钢钎作为基点，用钢卷尺和测杆进行测读。

由于工作面运输顺槽设备布置的原因，运输巷道围岩移近量只进行了顶底方向的观测。

1.2超前支承压力观测
顺槽内自切眼煤壁10米起，每隔3－5米左右安装一块压力表，共安装5块压力表。

随工作面推进前移压力表。

观测和记录工作面前方30米范围内的超前支护单体压力。

2.对已掘巷道变形状况的分析
采面机巷设计长度1500m,巷道掘进亦沿煤层顶板破伪顶掘进,在掘进工作面消突的基础上目前采用钻爆法施工,巷宽4.6m,巷中高3m,净断面13.8m2,巷道采用高强锚杆锚索支护。

分析目前巷道围岩变形严重的原因主要有以下几个方面：地应力大,尤其是水平应力大；围岩岩性不一致、变形不均匀,加剧了巷道周边的变形；防突措施加剧了巷道围岩岩性的弱化；现有支护参数的不合理。

2.1锚杆设计方案的确定
在锚杆支护设计中,由于现场岩性参数计原始地应力没有进行实际测量,因此,在前述分析的基础上,运用经验法提出锚杆布置的初步方案,并进行了计算机模拟,根据现场观测后再考虑锚杆设计方案的修改。

支护形式为锚杆锚索协调支护。

顶板为7根锚杆,间距750mm,上帮5根锚杆,下帮4根锚杆,间距为800mm,锚杆排距参照间距确定为800mm。

2.2顶板
使用左旋螺纹钢高强锚杆,规格为φ22×2400mm,配拱形托盘和高强螺母,为配套产品。

加长树脂锚固,钻孔直径为28mm,药卷规格为k2350一卷,z2350一卷,锚固长度1.76m,顶板配以w钢带梁和金属网作为辅助支护,w钢带规格同风巷,长度为4800mm,上有7个锚孔,金属网采用8#铅丝编制的经纬金属网,规格为5000×1100mm,相邻网搭接200mm,铁丝钮扣联结。

2.3顶板锚索
7股高强度低松弛钢绞线制,直径17.8mm,长7.2m,有效长度7.0m,排距1.6m,锚索之间用16～20号槽钢连接,槽钢长度只要大于锚索间距两侧各300mm即可,即为3600mm,锚索采用4卷z2350树脂锚固剂锚固,锚固长度理论计算2.26m,在锚索锚固端2.2m处施加挡圈。

两帮：采用左旋螺纹钢高强锚杆,规格为φ20×2400mm,钻孔直径为28mm,加长锚固,每孔二个树脂药卷,规格为z2350,选用金属网和w钢带梁护帮,网和w规格均同顶板相同,上帮w钢带长为3400mm,下帮长2600mm。

上帮金属网尺寸为3400mm×1100mm,下帮金属网尺寸为2600mm×1100mm。

2.4帮锚索
7股高强度低松弛钢绞线制,直径17.8mm,长6.0m,有效长度5.5m。

排距3.2m,锚索之间用16～20号槽钢连接,槽钢长度只要大于锚索间距两侧各300mm即可,即上帮为2000mm,下帮为1400mm,锚索采用4卷z2350树脂锚固剂锚固,锚固长度理论计算2.26m,在锚索锚固端2.2m处施加挡圈。

顶、帮锚索施工时均需垫加长宽合适的木托盘,以增加锚索的延伸率,木托盘和锚索铁托盘尺寸规格均同风巷相同。

3.回采工作面两巷矿压显现特点
3.1巷道收敛量动态分析
（a，b）分别是运输顺槽中3、6两测点的顶底板累计移近量δh与距煤壁距离l/m之间的变化关系。

随着工作面不断推进，巷道断面不断减小。

当测点距工作面43m左右时，巷道断面开始变化；
当距离为28～23m时，巷道顶板相对移近速度明显加快，此后渐为平缓，在工作面16～12m时顶底板移近量第二次迅速增加，顶底板动态仪的观测也显示下沉加速，有30m处的3.25mm增加到28mm/d，观测中发现，该时间段内巷道围岩产生扰动，导致顶底板移近量增大。

当距工作面只有5m时，巷道高度又迅速下降，δh值剧增，断面很快变小。

观测结果表明，运顺顶底板移近量具有阶段性：即在工作面前43m时开始收敛，28～23m、16～12m、及小于5m的三个阶段，顶底板移近速度较快，在其他范围内巷道高度变化则较为平缓。

轨道顺槽的观测与运输顺槽同步进行，(a，b)分别表示了轨道巷4＃、8＃测点的顶底板及两帮累计移近量δ与距工作面距离l/m 之间的变化关系。

分析其结果可知，轨顺顶底板移近量δh在距工作面53就有发生，但增加斜率较缓，随工作面的推进，值呈线性趋势，其变化范围在工作面前方53-45m内，这段时间巷道的变形只要是围岩体的软化及随时间发展的蠕变，受采动影响较小。

当工作面推进到距测点36m左右时，δh增长的斜率开始加大，其增加的趋势是单调的，不像运顺的δh那样具有阶段性。

巷道两帮移近量与顶底板移近量观测同时进行。

距工作面36m时，两帮移近量开始迅速增加，直到31m左右减弱，正好与顶底板移近量变化相吻合。

巷道变形的规律，总体是顶底垂直方向位移量大于两帮水平方向位移量。

在观测范围内，轨道巷内的8＃测点，当它由最初位于工作面切眼煤壁前方53m退至煤壁前方8.4m时，两帮累计位移量92mm，顶底位移量为168mm。

运输机巷的6＃测点，开始位于煤壁前方26m
处，工作面推至测点2.5米时，顶底位移量为163mm.。

这说明运输机巷受采动影响要大于轨道巷。

3.2巷道变形速度动态分析
运输机巷的顶底位移速度峰值出现的时间，是由于靠工作面下端的老顶断裂下沉出现在的时间以后，它的下沉量部分累计到了现在的时间。

分别是轨道顺槽的顶底板和两帮的移近速度与时间的变化关系，分析可知，在初放期间，轨道巷测点的顶底位移速度在此前已经出现一高峰，其后移近速度下降，这说明在此之前工作面靠轨道巷侧老顶已经初次断裂下沉，它对巷道变形产生了明显作用。

巷道超前支护阻力分析在初次放顶期间，对工作面轨道和运输机巷超前支护的单体压力进行了测定。

两巷单体压力为单峰曲线，峰值在靠煤壁前方8米左右。

测得单体压力值，运输顺槽为2～8mpa，轨道顺槽为2～22mpa，分布非常不均匀，与单体的初撑力关系极大。

从单体压力运行曲线看，单体初撑之后都有一个压力下降过程，初撑力大于10mpa以上时，这种情况更为明显，4小时后压力稳定上升。

这反映了煤层巷道支护的特性，单体支柱对煤层底板有一个压缩变形作用过程。

综合来看，单体的初撑力保持在10mpa范围是合适的。

4.施工技术要求
锚杆钻孔位置与设计误差不超过±50mm；顶锚杆钻孔深度2.3m,帮锚杆钻孔深度2.0m；锚杆钻孔角度与设计角度误差小于±5°；采用不同凝固速度的药卷时,先放入一个快速药卷,再放入中速药
卷,用螺纹钢锚杆将其送入孔底,开机后边搅拌边向孔底推进,直到锚杆接触孔底再转机10～15秒为止；每根锚杆安装后,均需用大扭矩扳手拧紧,以达到预紧力。

护网必须拉紧,使之紧贴巷道表面；两网搭接长度200mm,搭接段每200～300mm用铁丝扣紧。

锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿,要一气呵成,绝对不能反复搅拌,否则,已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏,导致锚固实效。

张拉时发现不合格的锚索,必须立即在其附近补打合格的锚索,或者用张拉器将不合格的锚索拔出,然后用钻机将原来的孔“溜”一遍,重新安装锚索。

5.结束语
基于某矿高应力回采巷道所处的实际地质条件,试验和推广应用了锚杆、锚索、金属网联合支护煤巷的技术。

对被支护巷道的收敛变形和锚杆、锚索的受力情况进行了观测。

观测结果的分析表明,沿巷道掘进方向变形量变化范围较大,不同部位的锚杆、锚索的受力也相差甚远。

实践证明,这种支护形式可有效地维护巷道的稳定,同时,与钢棚支护相比可降低支护费用。