沿空掘巷支护技术研究与应用

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1、沿空掘巷支护技术研究与应用沿空掘巷支护技术研究与应用【摘要】近年来随着煤炭产量的递增，许多矿区出现了资源紧张和接替困难，为了解决这一难题，在矿区越来越多的采用综采沿空掘巷技术，大大提高了资源回收率，但是沿空巷道在现场的应用遇到了巷道变形剧烈、难以维护的技术难题。本文针对某矿轨顺巷沿空掘巷遇到的技术难题，提出了采用组合支护、提高初始支护强度、适当增大巷道断血的预留量及增加整体支护强度和改变组合方式的对策，具有一定借鉴意义。【关键词】孤岛面；岩空掘巷；巷道支护1工作面概况某矿8#煤北一采区7238孤

2、岛面工作面南北侧分别为7248（W）面采空区和17228面采空区，轨顺沿空掘巷保护煤柱7mo8煤属于半暗、半光亮型，煤厚介于2.5〜4.0m之间，平均厚度为3.0m,煤层倾角20°〜50°,平均30。,且倾角浅部稍缓于深部，8煤顶板多为灰黑色泥岩〜砂质泥岩，局部区域直接顶为灰白色细砂岩,老顶为中粒砂岩。在初期的掘进过程中矿压显现明显，巷道变形量大,两帮移近量尤为明显，两帮移近最大为290mm/d,稳定时两帮累计移近量达1・0〜1.1m,顶底板移近量在0.7m左右。为满足安全生产需要和避免再次出现

3、7218工作面轨顺沿空掘巷因压力大变形显箸造成边掘边刷的被动局面，决定在7238轨顺引入强力锚杆支护。2沿空巷道支护技术难点分析根据7238轨顺采矿地质条件分析，在7238轨顺采用锚梁网支护主耍存在以下技术困难：（1）巷道顶板岩性相变较大，巷道外段为复合顶板，其中巷道中部区域伪顶厚度达加以上，而这种泥岩伪顶极易离层冒落；（2）8煤顶板相对完整，特别是砂岩老顶直覆区段，工作面回采后顶板不易垮落，因而作用在煤柱上的悬臂梁长度增大，从而致使煤柱受力增大，因而煤柱的稳定性差；(3)因受F226断层影响，

4、8煤北一采区次生断层多，构造应力大，巷道矿压显现剧烈；(4)留小煤柱沿空巷道顶板两侧分别为工作面实体和小煤柱，由于煤柱的承载能力相对较低，因此巷道顶板在上覆岩层压力作用下,易呈现不均匀下沉，其结果造成巷道水平应力增大，使支护体易受剪切破坏；(5)上区段7228工作面收作吋间不到1年，其上覆岩层运动还未完全稳定，因此该巷道还是属于动压条件下沿空巷道支护问题。3支护方案设计3.1巷道支护载荷的确定及锚杆支护参数设计3.1.1巷道支护载荷计算以7238轨顺为设计对象，以十四5钻孔为设计计算依据。723

5、8轨顺8煤顶板岩层物理力学性质参数见表lo7238轨顺施工宽度5.0m,考虑到巷道掘进时因超挖片帮，因此岩梁的计算尺寸：L二6・0m(巷道两帮各按松动0.5m考虑)。因为第1层直接面临巷道空间，可认为其形变全部释放，故第1层没有剩余形变压力。笫1层所能承受的最大均布载荷：第2层所释放的形变压力：表1巷道顶板岩层物理力学性质岩层编号岩性容重(KN/m3)厚度(m)单向抗压强度(MPa)单向抗拉强度(MPa)拉伸弹模(X103MPa)内摩擦角(©)1#泥岩240.4720.6824252#煤线14.

6、50.4910.3912.5203#砂质泥岩243.4424.792.56304#细砂岩26370715355#粉砂岩256.5560.0561535因为故第1层不是承载层同理计算第2层，笫2层所能承受的最大均布载荷：第3层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩稳定因为故第2层不是承载层同理计算第3层，笫3层所能承受的最大均布载荷：第4层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩稳定因为故第3层不是承载层同理计算第4层，第4层所能承受的最大均布载荷：第5层所释放的形变压力：因为所以要保持巷道围岩

7、稳定因为，按照顶板岩层形变压力破坏假说计算，第4层为承载层，巷道支护的载荷为第1、第2及第3层岩层重量，岩层高度h=0.47+0.49+3.44=4.4m,岩层压力q=rh=44X2.5=110KPa,每米巷道锚梁网支护的载荷为p二qL二110X6二660KN。3.1.2强力锚杆和普通锚杆支护技术参数计算由(1)节分析可知，巷道支护的载荷为第1、第2及第3层岩层重量，岩层高度hM.4m,由于锚索内锚端必须位于顶板深部4.4m范围以外，且锚固端长度不小于1m,因此锚索长度设计为6.3mo根据上述分

8、析并借鉴邻近的7218沿空巷道锚梁网支护实践，为了减小巷道围岩变形量，根据此前山东新汶强力锚杆支护调研成果,综合考虑安全、技术及经济因素，决定在7238轨顺进行巷帮锚杆与普通锚杆对比试验。按照锚杆支护的组合岩梁理论计算，顶板岩层的压力主要由锚杆和锚索共同承担，如果7238轨顺锚杆间排距设计为840mmX800mm,则每排锚杆与锚索的支护力应不小于528KN。则顶板支护的安全系数N二at(1.4472d)2/qbsr+nQS/Q式中，QS-锚索额定承载力,选用直径17.8mm锚索，QS二250KN