动压巷道锚杆支护技术研究.pdf

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1、2011年第1期能源技术与管理79doi：10．39690．issn1672-9943．2011．O1．030动压巷遁锚轩支技研程远伟，邹永沼，王明，张新福(中国矿业大学矿业学院，江苏徐州221008)[摘要]单侯矿6煤层开采时，回采巷道受邻近工作面采动影响，变形严重，影响到矿井的正常生产。分析了回采巷道严重变形的原因，对受邻近工作面采动影响的回采巷道顶板和两帮破坏深度进行了计算，在此基础上为6煤层动压巷道寻求出一种有效、合理的锚网索联合支护方案，并采用离散元模拟软件udec对此方案的可行性进行了论证。由井下观测结果表明，采用新支护

2、方案后，有效控制了巷道断面的剧烈变形，保证了矿井的正常、安全生产，同时，也为相似条件下的锚杆支护参数设计，提供了思路和科学依据。[关键词]回采巷道；采动影响；锚网索；悬吊理论[中图分类号]TD353[文献标识码]B[文章编号]1672-9943(2011)01-0079-03式存在的问题逐渐暴露出来，主要表现为局部片0引言帮使部分锚杆失效，两帮移近量加剧，从而影响到目前，单侯矿区回采巷道支护方法普遍采用矿井的正常生产。因此，为保证矿井的正常回采，的是锚网支护。但是，由于对窄煤柱巷道的稳定性以单候矿N6103工作面回风巷道为实验区域，

3、研在受到邻近工作面采动影响时，造成的采动压力究在采动条件下的巷道锚杆支护参数，以减小巷没有考虑周全，导致部分巷道变形严重，维护条件道围岩变形量，确保回采巷道在生产过程中的安差，影响到矿井生产和安全。所以，本文对产生上全使用，保证矿井的正常生产。述情况的原因进行了深入的、系统的分析，从矿区的地质条件、围岩性质和采动引起破煤深度等人手，对矿区的巷道支护参数进行了优化设计以减小回采巷道在生产期间的变形，确保矿区的安全生产。1工程背景单侯矿位于河北省张家口市蔚县涌泉庄乡境内，本矿的回采作业方式为两采一准，巷道支护采图1N6103及相邻工作面

4、位置图用锚网支护。2巷道地质概况N6101为单侯矿首采工作面，N6102工作面位于N6101首采面西侧，中间留设7ITI小煤柱与N6103工作面回风巷道断面为4．61TIX3．0in，采空区隔开，如图1所示。由N6101工作面及相巷道沿煤层顶板掘进，回风巷道埋深为350m，所邻工作面位置图可以看出，随着N6101工作面回在6煤厚度为2．85～3．5113，平均厚度3．15m，主要采工作面的推进以及N6102工作面回采巷道的成分为丝炭夹镜煤，中部含1-2层夹矸，夹矸为粘掘进，N6102工作面进风巷道将受到本工作面掘土岩，且含炭质碎屑。

5、直接顶为1．5-3．5m的粘土进和邻近N6101工作面采动双重的影响，另外岩，岩性较均一，细腻致密，具滑感及塑性，层理不N6102工作面进风巷道还要受到本回采工作面采发育。老顶为9．2～16．45nl细砂岩，灰色岩性均一水平层理很发育，抗压强度4572MPa，单向动影响。因此N6102工作面进风巷道要经历由静，压到动压的多次变化，巷道围岩压力、变形、位移抗拉强度7．1MPa，普氏硬度系数为28_3，岩性较也相应发生多次变化，这就使原来巷道的支护方硬。直接底为9．55～16．72nl粉砂岩，以泥质为主。程远伟，等动压巷道锚杆支护技术研

6、究2011年第1期2000mm，间排距800mm×800mm。3巷道围岩变形原因分析4．1-3岩层的离层厚度b的确定随着N6101工作面的回采推进，N6102工作6=10(a+C)cos~．A+KO"c，／10(4)面进风巷道压力增大，且N6102工作面的回采巷K仃crl+Ker／10道为煤巷，护巷煤柱宽度小，强度较低，导致巷道式中，口为相对巷道的半跨距，1．5m；Ky为顶围岩破裂区和塑性区范围增大，造成锚杆在原来板岩层稳定性系数，0．8；为锚固岩层的硬度系的长度和支护密度下，护巷煤柱变形严重，顶板不数，试验测得30MPa；A为巷道

7、的侧向压力，MPa；能锚固在相对稳定的岩层中，从而使巷道产生严O／为煤层倾角为6。。重变形。经计算b=1．16m取锚杆外露长度和锚固段长度为850mm，由4动压巷道锚杆支护参数优化式(1)、式(2)确定巷道顶板支护参数为：锚杆长度4．1采动影响下回采巷道锚杆支护优化设计_l_2为2200mm，间排距800mm×800mm。根据巷道锚杆支护悬吊理论在锚杆支护设计4．1．4锚索支护参数的确定时不但要考虑本煤层的采动影响，还要考虑到邻为了避免锚杆在相邻工作面的附加压力下造近采空区的固定支撑压力的影响。结合冒落拱理成深层的岩层的破坏而失效，

8、采用锚索加强支护，论法以确定巷道围岩受采动影响时的破坏区范对破坏顶板起到悬吊补强效果。根据国内外经验，围，即巷道两帮的破坏深度C及巷道顶板破坏高结合该矿的具体隋况，采用15．24mm×7000mm度d。根据已有实测数据和资料设计锚杆支