小煤柱沿空掘巷围岩控制矿压监测与效果分析.pdf

小煤柱沿空掘巷围岩控制矿压监测与效果分析赵 珽（晋能控股集团皇后煤业公司，山西 阳泉 045100）摘要：正利煤业 14-1105 工作面为沿空掘巷工作面。为进一步掌握中深部、较高应力、复合顶板、较大采高、强采动典型开采条件下巷道矿压显现规律，同时为接续巷道乃至下位煤层实施小煤柱沿空掘巷提供借鉴经验和技术依据。关键词：顶板分析；支护研究中图分类号：TD 353文献标志码：A文章编号：1009-0797（2023）05-0011-07Monitoring and effect analysis of surrounding rock pressure control in roadwaydriving along goaf with small coal pillarsZHAO Ting（045100,）Abstract：No.14-1105 working face of Zhengli Coal Industry is gob-side entry driving working face.In order to further master the stratabehavior law of roadway under the typical mining conditions of middle depth,high stress,composite roof,large mining height and strongmining,and provide reference experience and technical basis for the implementation of gob-side entry driving with small coal pillars in theroadway and even in the lower coal seam.Key words:roof analysis；support research0引言14-1105 工作面（C 面）CF1 断层探巷掘进断面为 4.6 m3.2 m，矩形断面，巷道总长度 566 m，采用柔性锚杆支护方案，具体参数详见 正利煤业14-1105 工作面巷道布置及小煤柱沿空掘巷围岩控制技术方案，中国矿业大学科研人员从 2022 年 7月 9 日开始执行驻矿监测任务，连续跟踪监测 28天，收集巷道表面位移、围岩离层、锚杆（索）受力、顶板岩层裂隙发育等数据，并展开分析研究，总结规律，得出一套适合正利煤业以及其它矿井类似技术条件下的巷道支护技术。1顶板离层特征分析如图 1（a）所示：1、2、3、5 号测站位移计深基点、浅基点示数均为 0 mm；如图 1（b）所示：4 号测站位移计深基点示数在巷道空间开挖后 10 m 距离由0 mm 增至 5 mm，浅基点仍保持 0 mm，掘后 510 m范围顶板下沉较为明显，顶板下沉量由 10 mm 增长至 20 mm，同时，距离该测点 5 m 处钻孔窥视结果显示该处顶板整体性良好，内部未监测到显著离层发育。综上分析可知：5 mm 的离层量属于允许范围之内，巷道顶板整体结构完整，支护状态良好。综合 5 个测站顶板离层数据可知，采用柔性支护有效控制了顶板离层，限制了浅部岩层位移。（a）1、2、3、5 号测站位移计离层观测（b）4 号测站离层观测图 1顶板离层观测2023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷112锚杆（索）支护阻力特征分析2.11 号测站锚杆（索）支护阻力分析1 号测站锚杆（索）支护阻力如图 2 所示：（a）1 号测站锚杆（索）支护阻力曲线（b）1 号测站测力计布置图 21 号测站锚索测力计布置与支护阻力曲线1）小煤柱侧帮锚杆安装预紧力为 23.9 kN，巷道空间开挖后 010 m（02 d），支护阻力由 23.9 kN急剧增长到 81 kN，为剧烈增长期；巷道空间开挖后1054 m（29 d），支护阻力由 81 kN 逐渐增长到115.23 kN，为缓慢增长期；而后监测曲线出现拐点，支护阻力趋于稳定，最终维持在 121.58 kN。2）实体煤侧帮锚杆安装预紧力为 35.1 kN，巷道空间开挖 010 m（02 d），支护阻力由 35.1 kN 急剧增长到 68.8 kN，为剧烈增长期；巷道空间开挖1068.5 m（211 d）范围内，支护阻力缓速下降，由68.8 kN 降低至 62.99 kN；随后支护阻力趋于稳定，最终保持在 61.03 kN。3）顶板左侧柔性锚杆安装预紧力为 77.6 kN，巷道空间开挖 010 m（02 d），支护阻力由 77.6 kN增长到 88.8 kN；而后增速明显放缓，巷道空间开挖1054 m（29 d），支护阻力由 88.8 kN 逐渐增至96.68 kN 后趋于稳定，最终保持在 100.59 kN。4）顶板右侧柔性锚杆安装预紧力为 67.8 kN，巷道空间开挖 010 m（02 d），支护阻力由 67.8 kN急剧增长到 112 kN，为剧烈增长期；巷道空间开挖1054 m（29 d），支护阻力由 112 kN 增长到135.25 kN，为缓慢增长期；而后监测曲线出现拐点，支护阻力趋于稳定，最终维持在 154.67 kN。2.22 号测站锚杆（索）支护阻力分析2 号测站锚杆（索）支护阻力如图 3 所示：（a）2 号测站锚杆（索）支护阻力曲线（b）2 号测站测力计布置图 32 号测站锚索测力计布置与支护阻力曲线1）小煤柱侧帮锚杆安装预紧力为 47.3kN，巷道空间开挖 044 m（08 d），支护阻力由 47.3 kN 逐渐增至 73.24 kN 后趋于稳定，最终保持在 74.22 kN。2）实体煤侧帮锚杆安装预紧力为 35.1 kN，巷道空间开挖 044 m（08 d），支护阻力由 35.1 kN 急剧增长到 132.81 kN，为剧烈增长期；而后整体保持稳定，并在巷道空间开挖 76.2 m（14 d），监测曲线突然下沉，1 d 内支护阻力由 134.77 kN 降低至 130.86kN 趋于稳定，最终保持在 133.3 kN。2023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷123）顶板左侧柔性锚杆安装预紧力为 35.6 kN，巷道空间开挖后 044 m（08 d），支护阻力由 35.6 kN急剧增长到 88.38 kN，为剧烈增长期；而后整体保持稳定，并在巷道空间开挖后 80.6 m（14 d），监测曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由 89.36 kN 增长至 92.28kN；随后支护阻力趋于稳定，最终保持在 96.68 kN。4）顶板右侧柔性锚杆安装预紧力为 86.4 kN，巷道空间开挖后支护阻力几乎保持匀速增长，且增长速率维持在较低水平，并在巷道空间开挖后 80.6 m（14 d），监测曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由 94.24kN 增长至 98.14 kN；随后支护阻力趋于稳定，支护阻力最终保持在 104 kN。2.33 号测站锚杆（索）支护阻力分析3 号测站锚杆（索）支护阻力如图 4 所示：（a）3 号测站锚杆（索）支护阻力曲线（b）3 号测站测力计布置图 43 号测站锚索测力计布置与支护阻力曲线1）小煤柱侧帮锚杆安装预紧力为 65.4 kN，巷道空间开挖 034 m（07d），支护阻力由 65.4 kN 急剧增至 207.52 kN 后趋于稳定，最终保持在 210.45 kN。2）实体煤侧帮锚杆安装预紧力为 44.9 kN，巷道空间开挖 034 m（07 d），支护阻力由 44.9 kN 逐渐增至 73.73 kN 后趋于稳定，最终保持在 75.68 kN。（3）顶板柔性锚杆安装预紧力为 59.5 kN，巷道空间开挖 034 m（07 d），支护阻力由 59.5 kN 逐渐增至 107.91 kN 后趋于稳定，最终保持在 115.23 kN。2.44 号测站锚杆（索）支护阻力分析4 号测站锚杆（索）支护阻力如图 5 所示：（a）4 号测站锚杆（索）支护阻力曲线（b）4 号测站测力计布置图 54 号测站锚索测力计布置与支护阻力曲线1）小煤柱侧帮下侧锚索安装预紧力为 112 kN，巷道空间开挖 028 m（05 d），支护阻力由 112kN 急剧增至 202.15 kN 后，监测曲线出现拐点，支护阻力增速放缓，巷道空间开挖 28120 m（522 d）范围内支护阻力保持缓速增长，并在巷道空间开挖64.6 m（11 d）处监测曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由 210.94 kN 增至 214.84 kN 后趋于稳定，最终保持在 226.56 kN。2）小煤柱侧帮上侧锚索安装预紧力为 57.1 kN，巷道空间开挖 028 m（05 d），支护阻力由 57.12023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷13kN 逐渐增至 78.12 kN 后，监测曲线趋于稳定，最终保持在 77.64 kN。3）顶板左侧锚索安装预紧力为 131 kN，巷道空间开挖 028 m（05 d），支护阻力由 131 kN 急剧增至 216.31 kN 后，监测曲线趋于稳定，最终保持在220.21 kN。4）顶板右侧锚索安装预紧力为 75.6 kN，巷道空间开挖 028 m（05 d），支护阻力由 75.6 kN 急剧增至 149.9 kN 后整体保持稳定，并在巷道空间开挖64.6 m（11 d），监测曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由153.81 kN 增至 157.71 kN，最终保持在 164.55 kN。曲线在 64.6 m 突然上扬原因在于顶板突然下沉，结合图 5（b）可知，掘后 64 m 附近，顶板下沉增长7 mm，伴随着顶板微小变形，锚杆工作阻力开始增加，证明锚杆在发挥作用，在遏制变形的发生，之后，变形趋于稳定，支护阻力开始稳定。2.55 号测站锚杆（索）支护阻力分析5 号测站锚杆（索）支护阻力如图 6 所示：（a）5 号测站锚杆（索）支护阻力曲线（b）5 号测站测力计布置图 65 号测站锚索测力计布置与支护阻力曲线1）小煤柱侧帮锚杆安装预紧力为 40 kN，巷道空间开挖后 022 m（04 d），支护阻力由 40 kN 急剧增至 89.84 kN 后增速放缓，巷道空间开挖后 2257.5 m（410 d）范围内支护阻力保持缓速增长，支护阻力由 89.84 kN 逐渐增长至 99.12 kN；随后曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由 99.12 kN 增长至 103.03kN；随后监测曲线趋于稳定，最终维持在 104.98 kN。2）顶板左侧锚索安装预紧力为 92.2 kN，巷道空间开挖 022 m（04 d），支护阻力由 92.2 kN 急剧增至 160.16 kN；而后增速放缓，整体保持稳定，并在巷道空间开挖 58.6 m（10 d），监测曲线突然上扬，1 d内支护阻力由 166.02 kN 增长至 170.41 kN；随后支护阻力趋于稳定，最终维持在 183.1 kN。3）顶板右侧锚索安装预紧力为 132 kN，巷道空间开挖 022 m（04 d），支护阻力由 132 kN 增至171.39 kN；而后增速放缓，整体呈缓速增长趋势，并在巷道空间开挖后 57.5 m（10 d），监测曲线突然上扬，1 d 内支护阻力由 180.18 kN 增长至 189.94 kN；随后继续缓速增长，最终支护阻力维持在 207.03 kN。2.6小结锚杆索支护阻力统计结果见表 1。表 1锚杆索预紧力与工作阻力统计备注：拐点是增速明显放缓对应的点其中，统计了 5 个顶板柔性锚杆，稳定后最大承载力为 154.67 kN，最小值为 96.68 kN，平均值为2023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷测站序号位置预紧力/kN 拐点/kN 稳定值/kN支护阻力增长率1 号小煤柱侧帮锚杆23.9115.23121.58408.70%实体煤侧帮锚杆35.168.861.0373.87%顶板左侧柔性锚杆77.688.8100.5929.63%顶板右侧柔性锚杆67.8135.25154.67128.13%2 号小煤柱侧帮锚杆47.373.2474.2256.91%实体煤侧帮锚杆35.1132.81133.3279.77%顶板左侧柔性锚杆35.688.3896.68171.57%顶板右侧柔性锚杆86.4无10420.37%3 号小煤柱侧帮锚杆65.4207.52210.45221.79%实体煤侧帮锚杆44.973.7375.6868.55%顶板柔性锚杆59.5107.91115.2393.66%4 号小煤柱侧帮下侧锚索112202.15226.56102.29%小煤柱侧帮上侧锚索57.178.1277.6435.97%顶板左侧锚索131216.31220.2168.10%顶板右侧锚索75.6149.9164.55117.66%5 号小煤柱侧帮锚杆4089.84104.98162.45%顶板左侧锚索92.2160.16183.198.59%顶板右侧锚索132171.39207.0356.84%14114.23 kN，钢绞线破断强度为 500 kN，承载强度最大应用率为 30.9%。4 个顶板锚索稳定后最大承载力为 220.21 kN，最小值为 164.55 kN，平均值为 193.7 kN，钢绞线破断强度为 500 kN，承载强度最大应用率为 44%。4 个小煤柱侧左旋无纵筋螺纹钢锚杆，稳定后最大承载力为 210.45 kN，最小值为 74.22 kN，平均值为 127.8 kN，钢筋破断强度为 300 kN，承载强度最大应用率为 70.2%。3 个实体煤侧左旋无纵筋螺纹钢锚杆，稳定后最大承载力为 133.3 kN，最小值为 61.03 kN，平均值为 90 kN，钢筋破断强度为 300 kN，承载强度最大应用率为 44.4%。2 个小煤柱侧帮柔性锚杆，稳定后最大承载力为 226.56 kN，最小值为 77.64 kN，平均值为 152.1kN，钢绞线破断强度为 500 kN，承载强度最大应用率为 45.3%。整体上，所有的柔性锚杆处于良性的承载状态。3巷道掘进期间整体维护效果分析3.1巷道表面位移根据变形速度的不同，将顶板下沉划分为剧烈变形期、变形趋缓期以及变形稳定期，见表 2、图 7。顶板下沉剧烈变形期间下沉速度为 46 mm/d；变形趋稳期下沉速度为 12 mm/d；变形稳定期下沉速度为 01 mm/d。表 2顶板下沉不同阶段由图 7 可知：顶板总变形量越大，剧烈变形期和变形趋缓期比重越大。巷道空间开挖后，柔性锚杆预紧力未能有效控制浅部围岩的弯曲变形，导致顶板围岩离层，进一步裂隙发育，导致顶板围岩未能形成有效承载结构，则顶板进一步变形。因此，在巷道空间开挖初期为围岩控制的最佳时期，此时施加高预紧力与厚层锚固是控制顶板围岩的有效手段。图 7顶板下沉三阶段如图 8 所示，距开口 160340 m 范围 20 个巷道变形稳定后，平均断面尺寸为宽高=3.37 m4.69 m，满足生产需求。图 8断面尺寸统计3.2锚杆索工作状态分析与结论如图 9 所示，当顶板柔性锚杆初撑力在 90100 kN 时，稳定后支护阻力增长率为 20%，初撑力为 6070 kN 时，增长率为 90%130%。（a）顶板柔性锚杆（b）顶板锚索图 9预紧力与支护阻力增长率关系由图可知，当顶板锚索初撑力在 130 kN 时，稳定后支护阻力增长率为 60%，当初撑力为 7090kN 时，增长率为 100%110%。由此可得结论：预紧力越高，后期增长的空间越小，顶板变形量越小，说明预紧力越大，对变形的控制效果越好。对于正利煤2023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷序号剧烈变形期/d 变形趋缓期/d 变形稳定期/d 总变形量/mm1 号测站08917182839.3%32.1%28.6%2 号测站0101118191546.7%26.7%26.7%3 号测站091020216770.1%14.9%14.9%4 号测站08915168067.5%22.5%10%5 号测站05610115070%16%14%15业，顶板柔性锚杆预紧力达到 90 kN，锚索预紧力达到 200 kN 左右时，后期增长率能控制在 20%以内，也即达到预紧力的临界值。如图 10 所示，小煤柱侧帮柔性锚杆承载稳定后，支护阻力平均值为 147.6 kN，而实体煤侧帮为86.9 kN，这主要是由于小煤柱侧帮在采空区侧向悬顶载荷作用下，发生塑性流动与横向膨胀，带动煤体向自由面膨胀鼓出，因此，小煤柱侧帮主动支护构件支护阻力稳定后增长率明显高于实体煤侧帮。图 10小煤柱侧帮、实体煤侧帮柔性锚杆、锚索支护阻力对比3.3顶板裂隙由表 3、图 11 所示，顶板岩层破碎段集中于00.3 m 范围，裂隙发育带集中于 2.12.3 m 范围，泥岩带集中于 6.176.28 m 范围，整体上，顶板完整，个别层位零星有裂隙发育。表 3顶板裂隙发育图 11顶板潜在裂隙带与弱面分布3.4支护实照顶板支护效果如图 12 所示。顶板支护效果良好，顶板表面煤体平整，支护构件无不均匀变形。图 12常规地段顶板支护效果实照（a）距迎头 150 m 位置支护效果（b）距迎头 10 m 位置支护效果图 13小煤柱侧帮支护效果实照小煤柱侧帮支护效果如图 13 所示。图 13（a）为巷道空间开挖 150 m 后小煤柱侧钢筋托梁向自由面空间的位移现象，说明小煤柱侧煤岩体在侧向支承压力作用下沿垂直方向有一定的垂直压缩；图 13（b）为巷道空间开挖后 10 m 时小煤柱侧帮槽钢弯曲变形现象，说明小煤柱侧煤体变形较为明显，内部发生了一定的塑性流动行为。图 14实体煤侧帮支护效果实照实体煤侧帮支护效果如图 14 所示，在巷道空间开挖 150 m 范围，支护构件基本维持原有状态，帮部站立姿态较为完整。相比小煤柱侧帮，支护构件无显著变形，说明实体煤侧煤岩体仍具备一定承载性能，仍然处于弹性阶段。3.5变形特征分析据上述矿压监测可知：14-1105 工作面（C 面）CF1 断层探巷在掘进期间整体维护效果良好，变形行为具备以下特点：1）顶板与实体煤帮成形效果好，表面平整，支护构件无不均匀变形。2）小煤柱侧帮浅部煤体酥化、吸钻现象偶发、成孔质量较低，同时呈现碎裂破坏和膨胀变形，展现出测站序号挤压破碎区/m裂隙发育区/m泥岩区/m1 号00.22.12.26.2382 号00.32.12.26.176.282023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷16（上接第 10 页）提高了 2 次切眼断面衔接点支护强度。4）采用顶板顶板离层监测仪对一次切眼、二次切眼支护区域顶板位移量进行观测，观测结果为深部最大位移量 65 mm，且一次切眼支护效果比二次切眼支护效果略好。参考文献：1 孟光华.采煤工作面大断面切眼掘进及支护技术研究J.机械管理开发，2022，37（8）：103-104，109.2 王桂林.煤矿巷道掘进和支护技术的质量探讨J.内蒙古煤炭经济，2022（2）：27-29.3 韩元锋.煤矿岩巷高效机械化掘进技术探索J.内蒙古煤炭经济，2021（18）：64-65.4 张春雷.采矿工程巷道掘进及支护技术的应用探究J.世界有色金属，2021（1）：48-49.5 刘建勋.煤矿掘进巷道支护安全检查及预防J.矿业装备，2020（5）：106-107.6 张军.巷道掘进支护技术在采煤工程中的应用J.矿业装备，2020（5）：64-65.7 丁伟，马赛，张著飞.梅花井煤矿单巷长距离大断面掘进巷道布置方式及支护技术J.能源科技，2020，18（S1）：86-88.8 李庆亮，王冰冰.探讨软岩巷道掘进支护技术J.科技创新导报，2020，17（15）：13，15.9 武超.5102 巷掘进工艺、工序优化研究J.山东煤炭科技，2020（4）：1-2，5.10 王震.煤矿软岩条件下的巷道掘进和支护应用研究J.内蒙古煤炭经济，2019（18）：229-230.作者简介：吴靖（1989），男，陕西榆林人，本科，采矿工程师，研究方向：煤矿顶板治理、冲击地压。（收稿日期：2022-12-6）典型的峰后塑性流动变形行为，出现了一定程度的支护构件不协调变形；但同时，侧帮锚杆与深部承载核区弹性岩体仍能产生有效锚固，且承载良好，极大限制了浅部围岩侧向变形，说明小煤柱内部“弹性核”有效存在，一定程度上，煤柱尺寸留设成功避开了侧向残余支承压力峰值。3）两帮不均匀承载与变形现象：小煤柱侧帮由于直接受到来自于采空区侧向悬臂梁的重力荷载，变形行为与支护构件支护阻力明显高于实体煤帮。4结论经过为期 28 d 的监测，5 个测站，5 组表面位移测点、2 组钻孔窥视测点、19 组锚杆（索）支护阻力测点以及 5 组离层仪测点的综合测试分析，表明正利煤业沿空掘巷掘进期间具有以下矿压特征及规律：1）巷道表面位移监测证明：掘后 8 d 以内（巷道空间开挖后 46 m 以内）是沿空掘巷顶板下沉量的剧烈变形期；掘后 917 d 以内（距迎头 46102 m以内）是变形下降期，掘后 18 d 以后（距迎头 102 m）是变形稳定期；5 个测站的监测证明：各测站顶板最大变形速度在 828 mm/d 之间，稳定后的变形速度在 01 mm/d 之间，仍有微小变形，稳定后顶板总变形量在 1580 mm 之间。2）顶板窥视表明：入口处 00.3 m 存在挤压弱面，4 处顶板窥视普遍揭示 2.12.2 m 之间有弱面，其余层位整体稳定。3）顶板离层表明：80%的测站浅部及深部均未监测到离层，20%的测站（4 号测站）有小量变形（5mm），该变形发生在距迎头 10 m 位置，此后，离层未再扩张。4）锚杆（索）受力监测表明：顶板柔性锚杆安装预紧力在 35.686.4 kN 之间、顶板锚索安装预紧力在 75.6132 kN 之间、帮部锚杆安装预紧力在23.965.4 kN 之间、帮部锚索安装预紧力在 57.1112 kN 之间。顶板柔性锚杆安装预紧力仅为设计预紧力的 17.843.2%、顶板锚索安装预紧力仅为设计预紧力的 30.2452.8%，还需提升。此外，后期支护阻力的发展过程证明：预紧力越高，支护阻力增加值越小，证明高值预紧力能够有效控制变形。参考文献：1 何满潮，邹正盛，邹友峰.软岩巷道工程概论.中国矿业大学出版社，19932 陆家梁.软岩巷道支护技术.吉林科学出版社，1995.3 于学馥，郑颖人，刘怀恒，等.地下工程围岩稳定分析煤炭工业出版社，1983.4 董方庭，等.巷道围岩松动圈支护理论及其应用技术煤炭工业出版社，2001.作者简介：赵珽（1996-），山西太原人，2020 年毕业于山西能源学院采矿工程专业，本科，现在晋能控股集团皇后煤业生产技术部，负责采掘技术管理工作。（收稿日期：2023-2-16）2023 年第 5 期煤矿现代化第 32 卷17