大断面破碎顶板巷道锚注支护技术研究.pdf

45引用格式：刘建胜。大断面破碎顶板巷道锚注支护技术研究J煤炭工程，2 0 2 3，558）：4 5-50.doi:202308009Vol.55,No.8COALENGINEERING第55卷第8 期程炭煤大断面破碎顶板巷道锚注支护技术研究刘建胜（霍州煤电集团河津腾晖煤业有限责任公司，山西河津043300)摘要：以腾晖矿2-2 0 5综放工作面为背景，结合2-2 0 51回采巷道具有大断面及部分区域顶板破碎的特点，拟采用注浆锚索和单体液压支柱配合T梁的复合支护方式对顶板破碎区域进行补强支护，以保证回采期间巷道顶板安全。通过分析2-2 0 51回采巷道超前支承压力分布规律，指导其补强支护设计。分析了注浆锚索补强支护原理和强度，并开展巷道补强支护强度计算，在此基础上完成了巷道支护方案设计。研究结果表明：采用注浆锚索和单体液压支柱配合T梁的复合支护方式，结合巷道围岩结构特征、超前支承压力分布规律、注浆锚索补强支护原理和巷道补强支护强度计算，分析、计算得出了合理的支护方案参数，有针对性地做到了顶板破碎区域补强支护方案的实施。现场工业试验结果表明，回采巷道顶板破碎区域采用锚注补强支护技术后，巷道顶板变形得到有效控制，可以满足回采工作面安全高效的要求，对其他类似条件的矿并具有工程推广价值。关键词：大断面巷道；顶板破碎；钻孔窥视；锚注补强；巷道支护；围岩控制中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：16 7 1-0 959(2 0 2 3)0 8-0 0 4 5-0 6Bolt-grouting reinforced supporting technology for broken roofin large section roadwayLIU Jiansheng(Hejin Tenghui Coal Industry Co.,Ltd.,Huozhou Coal Electricity Group,Hejin 043300,China)Abstract:Taking the 2-205 fully mechanized top-coal caving face of Tenghui Mine as the background,combining with theconditions in the large section and partial roof broken 2-2051 mining roadway,it was proposed to use a composite supportmethod of grouting anchor cables and single hydraulic props along with r beams to reinforce and support the roof broken area,to ensure the safety of the roadway roof during mining.The distribution law of advance abutment pressure in the roadway wasanalyzed to guide the reinforced supporting design.By analyzing the principle and strength of grouting anchor cable,and theroadway reinforcement supporting was calculated,and the the roadway supporting scheme was designed.The research resultsshow that the reasonable supporting parameters can be obtained with the proposed method,which can reinforce the broken roofarea supporting.The on-site industrial test results show that,after the bolt-grouting reinforcement supporting wasimplemented,deformation of the roadway roof was controlled,and the requirements for safe and efficient production wassatisfied.The technology can be promoted in other mines with similar conditions.Keywords:large section roadway;broken roof;borehole peeping;bolt-grouting reinforcement;roadway supporting;surrounding rock control近年来，随着煤炭资源开采技术水平的不断提升，综采工作面在高可靠性、智能化采煤、科学合理支护等方面取得了较大进步。为了能够使综采工作面安全回采、加快推进效率，超前支护相关技术和设备也得到了较为广泛的运用。当前综采面超前支护控制主要有单体液压支柱控制、超前支架组支护控制和单元式支护控制1-3。单体液压支柱支护已经不能完全满足当前工作面安全、快速回采的需求；超前支架组有一定程度重复承载破坏巷道顶板与锚固支护系统的情况；单元式支护控制也存在无收稿日期：2 0 2 3-0 4-2 0作者简介：刘建胜（197 0 一），男，山西霍州人，高级工程师，现主要从事矿山压力与岩层控制研究工作，E-mail：。46灰2023年第8 期施工二技术程煤法满足安全高效移架要求的问题诸多研究学者针对综采工作面回采巷道超前支护等相关问题，已经开展了大量的研究工作。王琦等1 运用理论分析、数值模拟、工程的类比等方法对超前支护进行全方位的探究，并提出无重复协同支护的概念；郭继圣3 结合理论、数值模拟等方式方法对巷道的超前部分支护参数、支架型号组合调配进行了研究；王国法等4 提出低的初使支撑力、高的工作阻力方式的超前支护有关理念；曹连民等5 成功研发了基于综采面回采巷道现场工程条件的迈步分体式超前支架，并在现场工程中得到应用；曾明胜6 针对深部综采放顶煤工作面的回采巷道变形和影响范围较大情况，研发了一种加强型的超前支护体系，同时对支护体系稳定性做了全方位的剖析；徐亚军等7 阐述了超前支架的自动相适应有关理论，而且研发了能够走起来的超前支架；刘金海等8,9 在超前支架和围岩的相互作用前提下对超前支护相关问题进行探究，重点对超前支护的强度和支护设备结构形式等方面进行探究，完成了综合机械化采煤面的有关选型研究。符大利10 通过现场资料整理、理论分析和模拟等方式方法，对智能化综采面超前支护控制技术做了研究，构建了超前支护设备力学模型，给出了科学合理的支护强度，保障了综采面安全、高效生产。上述研究对综采工作面回采巷道超前补强支护后续发展等方面有很重要的意义，为综采工作面安全、高效支护打下了坚实的基础，但是针对回采巷道超前补强支护问题，还需要更进一步的考虑大断面、特殊地质条件等情况下的补强支护。目前已对2-2051巷（原材料大巷）变形较大地方进行了补强支护，但为保证2-2 0 5工作面安全高效回采，预防2-2051回采巷道顶板破碎区域在回采期间出现支护失效情况，采取兼顾经济性与工程效率的补强支护方案是当前迫切需要解决的工程问题。根据腾晖矿2-205综采面回采巷道使用矿井原材料大巷且具有大断面及部分区域顶板破碎的特点，提出回采巷道顶板破碎区域采用注浆锚索和单体液压支柱配合梁的复合支护方式进行补强支护，并应用于工程现场，确保了回采期间巷道顶板安全，实现了综采面的安全高效回采1工程背景腾晖矿2-2 0 5工作面所开采的是2 号煤层，该煤层处在山西组下段的上部分，煤层的赋存比较稳定，平均的煤厚是5.57 m。煤层的单轴抗压强度为7.35MPa，煤层的倾角平均是2，煤层对应的结构是从简单到较复杂的结构，最多含有两层的夹研，夹研主要是泥岩和砂质的泥岩，煤层的层理属于中等发育，节理属于较为发育。煤层的顶底板情况见表1。表1煤层顶底板情况煤层相对位置岩性厚度/m具体描述深灰色的，单轴抗压强直接顶部分砂质泥岩3.20度为4 1.8 8 MPa灰色的，以石英为主要基本顶部分中粒砂岩4.80成分，单轴抗压强度67.43 MPa黑色的，单轴抗压强度直接底部分泥岩6.7029.77 MPa基本底部分粉砂岩7.22灰黑色，粉砂状结构腾晖矿2-2 0 5工作面地表沟壑纵横，地表黄土层覆盖较厚，多为荒山荒坡，上部沟内无山泉涌水、周围没有发现滑坡、地表裂缝、塌陷区。最高处位于山梁，标高为+8 16 m，最低处位于沟谷，标高为+6 6 6 m，回采期间对地面影响不大，煤层底板标高2 96 32 2 m，埋深37 0 4 96 m。腾晖矿的2-205开采工作面，对应的地下位置为二采区巷道向前方向的右侧，北面有落差6 8 m的F断层，南部为+330 水平运输大巷，西部为二采区运输巷，东部为2 号煤集中材料大巷。2-2 0 51巷道长为766m，工作面切巷长为30 0 m，工作面布置如图1所示。儿2022巷2052巷二采区胶带巷2021巷二采区轨道巷2-205工作面二采区回风巷二采区胶带联巷2051巷材料大巷胶带大巷回风大巷组装室图12-205工作面布置腾晖矿以往综放工作面两巷超前采用单体液压支柱配合梁支护，由于2-2 0 51巷使用矿井原材料大巷，材料大巷（现2-2 0 51巷道）、运输大巷及回风大巷为二采区3条并行排列的煤层巷道，大巷间保护煤柱宽度为30 35m，三条大巷左侧布置有回472023年第8 期程炭施工煤二技术采工作面，受到工作面终采线前方采动应力作用，尽管材料大巷距左侧回采工作面终采线位置距离较远，超过135m，但仍然受到采动破坏，有喷浆层离层、网包开裂、顶板松软破碎等问题。为了保证2-2051巷顶板的安全稳定，采用注浆锚索和单体液压支柱配合梁的复合支护进行加强支护1-152工作面超前支承压力分布规律对2-2 0 5工作面采取现场监测的方法获得了工作面开采过程中超前支承压力的有关分布规律情况。对工作面液压支架的工作阻力监测结果和顶板岩层的强度综合分析，研判可知2-2 0 5工作面的直接顶首次垮落步距11m，没有悬顶距，顶板对应的垮落属于按层位依次垮落。该工作面的基本顶首次来压的步距为18 m，基本顶首次来压步距在不同位置有所不同，上端头位置区域平均2 3m，中间部分平均16m，下端头位置区域平均17 m。针对整个工作面来说，其基本顶周期来压的步距平均9m，最大15m，最小3m。对于基本顶的来压强度来说，动压系数可以表明其强度的大小程度，结合工作面液压支架的工作阻力监测结果可知，2-2 0 5开采工作面的动压系数是1.0 8，来压强度较为缓和。针对回采巷道顶板窥视情况分析，在2-2 0 51巷道进行了五组围岩结构测试，具体位置如图2 所示。根据窥视结果分析可知，顶板裂隙最大深度在6.2m处，0 4.8 m范围内裂隙较为发育。窥视结果以五组中的第四组为例，如图3所示。观测结果表明，2-2 0 51巷作为原材料大巷，因其服务周期长，巷道断面跨度大的特点，其顶板部分区域出现了破碎现象，该区域内部距顶板2 5m处出现不规律的裂隙分布状况，致使区域内的部分锚杆索出现了支护失效状况。因此，对于观测到的顶板破碎区域，应主要考虑通过锚注补强技术手段提高围岩整体强度16-2 0 3巷道锚注补强合理支护设计3.1注浆锚索补强支护原理2-2051巷道（原材料大巷）初始支护参数为（图4）：巷道高与宽均达到5m，其顶部选用的是2 0 m m 2 50 0 m m 左旋螺纹钢锚杆，其间排距为800mm800mm，道帮部选用2 0 mm2500mm左旋螺纹钢锚杆，其间排距为8 0 0 mm800mm，锚索选用17.8 mm10200 mm，按照照“三三”的2022巷二采区运输巷2052巷2-205工作面2021巷二采区轨道巷第五测站二采区第一测站第四测站第三测站回风巷第二测站2051巷材料开大巷井运输大巷E井回风大巷二采区运输联巷组装室图2顶板窥视孔布置NESWNNESWNNESWN0.03.26.40.23.46.60.43.66.80.63.87.00.84.07.21.04.27.41.24.47.61.44.67.81.64.88.01.85.08.22.05.28.42.25.48.62.45.68.82.65.82.89.06.03.09.26.29.4图3顶板第四组窥视结果方式进行布置，间排距16 0 0 mmx1600mm，用喷浆支护进行永久性的支护，喷浆的厚度10 0 mm。3.2巷道补强支护强度计算结合锚杆的布置方式和受到采动的影响等方面分析，锚杆残余的有效系数取值为0.8，锚索支护的效率取值为0.8 5。因此锚杆、锚索对工作面顶板的锚杆锚索020 x2500017.810200Q06锚杆020250048005000图42-2051巷初始支护方案(mm)48灰2023年第8 期程煤施工技术有效支护为：P,=Fg n m/h/L+Fn m2/h/L(1)式中，P为巷道初始的锚杆和锚索对顶板所起到的支护强度，kN/m；Fg 为锚杆锚固力，取90kN；F为锚索预紧力8 0 kN；n i，n z 分别为锚杆、锚索数量；h为巷道宽度，取5m；L为锚杆间距，取0.8 m；L,为锚索排距，取1.6 m；n 1，n 2分别为锚杆和锚索对应的支护效率取值，取0.8,0.85。原锚杆、锚索支护对2-2 0 51顶板的有效支护为：P,2-2051=(90 6 0.8)/5/0.8+(80 3 0.85)/5/1.6=133.5kN/m2-2051巷在静压状态下顶板载荷：R。=1/2 (+H)0.5(2)Rp=Ro(Z/(Z sinp+C cos)0.5(3)Qa=9.81(R,-H/2)(4)式中，Qa为工作面静压状态载荷，MPa；为巷道宽度，取5m；为顶板岩石的平均容重，取2.510kg/m；R，为塑性区半径，m；Z为巷道埋藏深度，取4 96 m；R。为矩形巷道的外接圆半径，m；$为摩擦角，取4 5；C为粘结系数，取4；H为巷道高度，取5m。代人数据得：R。=3.54 m；R p=4.2 m；Q a=41.7 kN/m。2-2051巷顶板破碎区域顶板载荷：（动压影响一般取静压时的2 4 倍，本研究取4 倍）Q=4 Qa=4(R,-H/2)=166.8 kN/m(5)考虑1.1倍的安全系数，则需要的注浆锚索和单体液压支柱联合支护强度为：1.1 Q-Pt 2-2051=166.8 1.1-133.5=50.0 kN/m(6)注浆锚索设计预紧力为150 kN，考虑每排布置3根注浆锚索，排距2.0 m，则2-2 0 51巷道注浆锚索加强支护强度：Pr2-201=(150 3 0.8/2 0=38.3 kN/m(7)因此，为保持顶板稳定，需要的单体液压支柱支护强度不小于11.7 kN/m。单体液压支柱实际支承能力：R,=kk,kpkhkaR(8)式中，R，为单体液压支柱实际的支承能力，kN；k g 为工作系数，取0.99；k，为增阻系数，取0.95；k b 为不均匀系数，取0.9；kh为采高系数，取1；ka为倾角系数，取1；R为支柱工作阻力，取150 kN。代人数据得：R,=127kN。所以，2-2 0 51巷道在12 7 kN的单体液压支柱搭配型梁的架棚支护，对应的棚距离可以由下述公式开展计算：L=R,/(Pr B)(9)式中，L为单体液压支柱配合型梁支护棚距，m；R,为支柱实际支承能力，取12 7 kN；P为单位面积的超前顶板需要的支护强度，取11.7 kN/m；B为巷道宽度，取5.0 m。将数据代人得出：L=4.3m，取4 m。因此，单体液压支柱的排距确定为4 m。3.3巷道顶板破碎区域补强支护方案设计2-2051巷断面为正方形，长宽=5.0 m5.0m，2-2 0 5工作面回采时，2-2 0 51巷道顶板破碎区域采用注浆锚索和单体液压支柱配合梁进行加强支护。顶板注浆锚索采用直径是2 2 mm，长度是7300mm的高预应力钢绞线，钻孔的直径是30 mm。锚索的托板是30 0 mm300mm14mm拱形且具备高强度特性，并配有相应的锁具。采用W钢带护顶，厚度5mm，宽2 8 0 mm，长度36 0 0 mm。顶板钢筋网采用直径为6 mm的钢筋编织而成，其尺寸为36 0 0 mm2100mm，网格10 0 mmx100mm。锚索布置按照矩形布置，每排三根，间距150 0 mm，排距2000mm，垂直巷道顶板安装。锚索初始张拉至200kN，损失后不低于150 kN。正常注浆压力控制在1.02.0MPa，注浆锚索终压一般4.0 6.0 MPa。帮部锚索材料为直径是2 1.6 mm，长度是4300mm的7 股预应力钢绞线，钻头的直径是30mm。锚索托盘选用30 0 mm300mm14mm的高强度可调心的，拱高大于等于6 0 mm。锚索呈现“2-0-2-0”方式进行布设，排距是2 0 0 0 mm，锚索的间距是2 0 0 0 mm。要求全垂直打进巷道帮部，初始的张拉力达到2 0 0 kN，损失后的力也要大于等于150kN。帮部钢筋网采用直径为6 mm的钢筋编织而成，尺寸为2 4 0 0 mm2400mm，网格10 0 10 0 mm。单体液压支柱配合4 m的梁，并在距离梁头492023年第8 期程炭煤施工二技术200mm进行支设，单体液压支柱排距1m，单体柱必须支设成直线，单体液压支柱要严格按照先支后回的准则，要严格落实、执行防倒措施，支柱和T梁要严格执行防倒链的吊、挂工作。单体液压支柱对应的初始支撑力大于等于150 kN。巷道顶板破碎区域补强支护方案如图5所示。W钢带BHW5-280-3600单体液压支柱000钢筋网36 0 0 2 10 0锚索托板30 0 30 0 142000001元梁4 0 0 0注浆锚索W钢带021.6x7300BHW5-280-360020002000锚索20002000021.6x4300100lL1500150011000元梁钢筋网700700240024003600锚索托板000S0000300300145000图52-2051巷道顶板破碎区域补强支护方案（mm）4支护效果分析为了对现场实际支护效果准确、全面的分析，安排在2-2 0 5工作面开采时期对2-2 0 51巷道开展了现场监测工作。在工作面回采过程中要进行详尽的矿压监测，监测情况直接反映补强支护的效果，若出现巷道顶板下沉量大，或是矿压显现强烈，要及时采用相应防范、应对措施进行补强支护。本次采用的监测方案属于综合监测，主要对补强支护设计进行现场试验和修正。主要监测巷道表面位移、锚索受力大小及破坏特征、单体液压支柱受力大小及破坏特征和巷道破坏情况记录等。监测数据分析如图6、图7 所示。根据综合监测数据分析可知：巷道补强支护后，巷道围岩表面无明显破坏情况；围岩移动变形量幅度较小；锚杆及锚索应力增幅较小，基本未受到破坏，巷道顶板的锚杆（索）支护体系基本上处于稳定状态，支护相关装置和锚杆（索)支护体系具备了较好的刚度、强度协同搭配综合支护效果，在很大程度上满足了工作面补强支护协同、搭配高效回采的要求。5结论1）2-2 0 5工作面回采巷道具有使用原材料大巷180178176174172一第一测点锚索170-第二测点锚索168-0123456789时间/d图62-2051老巷道锚杆（索）监测情况201510第一测点第二测点5第三测点第四测点第五测点0689时间/d图72-2051巷道围岩移动监测情况（现2-2 0 51巷道）且巷道高度超过常规高度接近2 m特点，其原有支护条件不能保证工作面回采期间回采巷道顶板的安全，针对此问题，提出了回采巷道采用注浆锚索和单体液压支柱配合梁的复合支护方式进行补强支护，并进一步开展回采巷道补强支护应用研究。50苏越）（责任编辑2023年第8 期程炭煤施工技术2）通过采用注浆锚索和单体液压支柱配合T梁的复合支护方式，结合2-2 0 51巷道围岩结构特征、超前支承压力分布规律、注浆锚索补强支护原理和巷道补强支护强度计算，分析、计算得出了合理的支护方案参数，完成了顶板破碎区域补强支护方案的实施。3）现场实践结果表明，2-2 0 51巷道顶板破碎区域采用锚注补强支护技术后，其补强支护参数设计合理，巷道围岩变形可控，锚杆（索）支护体系得到了较为合理、有效的维护，整体的支护效果比较好，能够满足回采工作面巷道补强支护后的安全高效回采要求。参考文献：1王琦，王步康，郑毅回采巷道交替循环超前支护技术研究与应用J采矿与安全工程学报，2 0 2 2，39(4)：7 50-7 6 0.2康红普我国煤矿巷道围岩控制技术发展7 0 年及展望J.岩石力学与工程学报，2 0 2 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