1、附录A急倾斜特厚煤层水平分层综放开采煤巷支护技术鞠文君1，魏东2，李前2（1.煤炭科学研究总院，北京100013； 2.甘肃华亭煤电股份公司 华亭煤矿，甘肃 平凉744100)摘要：分析了急倾斜特厚煤层水平分层综放开采煤巷矿压的特点，介绍了高强度锚杆支护技术在华亭煤矿试验情况，对锚杆支护效果进行了矿压监测和技术分析，并对支护参数进行了修正。关键词：急倾斜特厚煤层；水平分层开采；锚杆支护；动态信息设计法；矿压监测1.概述甘肃省华亭矿区是我国特大型现代化煤炭生产基地，煤层赋存条件非常有特点，整个井田呈中心低、四周高、南部深而陡、北部浅而缓的“葫芦瓢”形分布，华亭煤矿、砚北煤矿正在开采其东翼的急倾斜
2、部分，煤层倾角45，平均厚度51. 51m，属急倾斜特厚煤层。随着开采深度的增加和开采强度的增大，回采巷道维护越来越困难，经常发生片帮、冒顶、底鼓等现象，并多次发生动压冲击现象。曾采用木支架、工字钢支架、U型钢可缩支架等多种支护形式都未能有效维护巷道，巷道服务期间需不断加固，甚至不得不多次翻修，成本高，安全性差，严重影响了矿井安全生产和经济效益。为了解决这些问题，首先在华亭煤矿408， 409综放工作面巷道进行了高强度锚杆支护试验研究，取得了良好的技术经济效果。2煤巷特征华亭煤矿急倾斜特厚煤层开采，采用水平分层综采放顶煤开采方法，工作面巷道分别沿煤层顶底板布置，如图1所示。图1 急倾斜特厚煤层
3、水平分层综放开采巷道布置每个采放区段高度为15 m，工作面长度4553 m。与缓倾斜煤层相比，急倾斜特厚煤层水平分层综放开采煤巷矿压有如下特点。(1)工作面巷道为全煤巷道。从图1可以看出，工作面巷道完全置于煤体中。与岩石顶底板相比，煤层强度相对较低，并且松散、破碎，煤层与岩层分界易发生离层，巷道围岩的破坏范围较大。 (2)采出空间大，应力集中程度高。煤层厚度大，采出煤量多，采空区充填程度低，上方岩层活动激烈，由此造成采空区边缘的应力集中，特别是回风巷受到更大的应力集中作用。(3)应力及变形的不对称性。对于急倾斜煤层开采，顶板岩层的移动和冒落并非沿垂直方向，而是偏向煤岩层法线方向一定的角度。煤岩
4、体内的应力场也是不对称并且随采动影响不断变化的。由于围岩应力场与位移场相互作用关系复杂而特别，导致巷道变形的不对称性，回风巷主要表现为来自顶板方向的挤压变形和顶板侧煤帮的破坏，运输巷主要表现为底鼓。(4)多次受到采动影响。华亭煤矿工作面长度仅50 m，走向长度也只有1 200 m，在如此小井田短工作面开采条件下，达到400多万吨年生产能力，不可避免地要形成多层同采同掘的局面通常是3个综采工作面, 4个综掘工作面分布在56个区段内同时一作业，每条巷道一般要受3次回采影响和2次掘进影响，在这样小的层间距和开采区域内，多层重采掘影响相互叠加，更加重了矿压的显现的激烈程度。(5)基本顶活动不规则。基本
5、板的不规则活动是急倾斜煤层开采的一个特点，也是导致冲击矿压显现的根本原因。急倾斜特厚煤层水平分层高强度放顶煤开采使顶底板岩层悬臂长度增大，储存的能量和垮断时释放的能量增加。坚硬基本顶的破断运动释放强大能量，是下方煤体内巷道发生动力冲击的主要原因。3巷道支护设计3. 1设计方法巷道支护设计采用动态信息设计方法。该方法包括：试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测等内容。其中试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等内容，在此基础上进行地质力学评估和围岩分类，为初始设计提供可靠的参数。初始设计采用数值计算和经验法相结合的方法进行，根据围岩参数和已有实
6、测数据确定出比较合理的初始设计。然后将初始设计实施于井下，并进行详细的围岩位移和锚杆受力监测，根据监测结果验证或修正初始设计。3. 2巷道条件煤层靠近底板部分结构简单，靠近顶板部复杂且较为破碎，含夹矸一般4 5层。煤层强度不大于13 MPa，平均11 MPa，靠近顶板及中部煤层强度相对较低，只有10 MPa左右；煤层伪顶岩性为炭质泥岩及砂岩，赋存不稳定；直接顶为砂岩或粉砂岩，厚度1. 2619. 5 m，单轴抗压强度40 MPa左右，易垮落；基本顶为粉砂岩及细砂岩，较致密完整，单轴抗压强度46. 766. 7 MPa，平均厚度49 m；底板为砂岩、泥岩和砂质泥岩，砂岩单轴抗压强度57 MPa，
7、泥岩单轴抗压强度39 MPa，砂质泥岩单轴抗压强度27 MPa。试验巷道埋藏深度465514 m，掘进期间，受其上方2个工作面采动影响。运输巷沿底板掘进，巷道断面呈梯形，下宽3. 7 m，上宽3.2 m，高2. 5 m，掘进断面积为8. 6 m2。回风巷距顶板水平距离4 m左右，巷道断面呈梯形，下宽3. 0 m，上宽2. 5 m，高2. 5 m，掘进断面积约为6. 8 m2。3. 3支护方案支护初始设计采用有限差分数值计算程序FLAC3. 3，进行多方案比较，最后得出合理的锚杆支护初始设计。采用树脂加长锚固高强度锚杆组合支护系统，并进行锚索补强。支护参数如下：(1)运输巷顶板锚杆为22号左旋无
8、纵筋螺纹钢筋，破断力不低于228 kN，长度2. 4 m配等强托盘、球形热和尼龙热圈，树脂加长锚固，采用2支锚固剂，一支规格为K2335另一支规格为Z2360。采用菱形金属网护顶，配14 mm的钢筋焊接托梁。锚杆排距0. 8 m每排5根锚杆，间距0. 70 m。两角锚杆安设角度与垂线成30，其它锚杆垂直顶板。锚索材料为15.24 mm，1 x7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度7. 3 m，树脂加长锚固，采用1支K2335和2支Z2360树脂药卷锚固，每1. 6 m打1根锚索，安装在顶板中部。(2)靠工作面一侧巷帮支护，考虑到采煤机滚筒截割，采用可切割玻璃钢锚杆，直径为18mm，长度为2. 0
9、m，杆尾螺纹为M16。靠煤壁一侧与顶锚杆一致。树脂端部锚固，一支规格为Z2360锚固剂。采用钢筋托梁和菱形金属网。锚杆排距0. 8 m每排3根锚杆，间距为0. 85 m。上下角锚杆与水平线呈10，其他锚杆垂直煤帮。(3)回风巷道顶板锚杆排距0. 7 m每排4根锚杆，间距 0. 7 m。其它与运输巷相同。4支护效果分析为验证初始设计的合理性和可靠性，对试验巷道进行了综合监测，以验证初始设计的合理性和可靠性，并为修正初始设计提供依据。4. 1监测内容(1)巷道表面位移。监测巷道顶底板、两帮相对移近量，采用十字布点法设置观测点，钢卷尺测量。(2)顶板离层。监测锚固区内外顶板岩层位移，用LBY3型离层
10、指T仪，分别监测锚杆长度范围内和以外6 m范围顶板岩层相对位移值。(3)顶锚杆受力。顶板锚杆受力分布采用CM200型测力锚杆，用该测量仪替代普遍锚杆安设在设计位置上，其杆体上各段受力可以通过接受仪器随时测取。(4)帮锚杆受力。采用YGS200型锚杆测力计，该仪器为液压枕式，载荷通过液压表直读。(5)锚索受力。采用GYS300型刚体应变式锚索测力计测量锚索工作阻力。4. 2监测结果与分析(1)表面位移。从图2位移观测结果可以看出：围岩位移主要发生在开掘2d内，之后趋于稳定。1断面围岩位移量较大，最大顶板下沉值为52mm，最大两帮移进量为68 mm，开掘2d内变形剧烈，2周趋于稳定。(2)顶板离层
11、。从图3可以看出，巷道开掘的7d内离层变化大。之后即趋稳定，表明顶板得到有效控制。 (3)顶板锚杆受力。从图4中CM200测力锚杆观测结果看，锚杆受到了很大的作用力，最大受力已达到150 kN，已经超过了屈服极限，并且在安装的第2天就到最大值，以后基本稳定。锚杆受力最大值在杆体中部，尾部受力较小，锚杆顶端0. 5 m范围内杆体基本未受力。(4)帮锚杆受力。从图5看出，煤层顶板侧锚杆受力大，安装后，4d内增至60110 kN，以后基本保持稳定。帮锚杆采用玻璃钢锚杆强度不足，应采用支护能力较大高强度螺纹钢锚杆。 (5)锚索受力。从图6锚索受力观测结果可以看出：1断面锚索预紧力为65kN，之后成缓慢
12、增长的趋势，至12月2日已达170 kN，距其破断力260 kN还有余地。4. 3支护效果评价与支护参数修正(1)巷道锚杆支护方案基本合理，巷道围岩的位移和变形得到有效控制，巷道掘成后未进行任何维护，就满足了综放工作面的生产需要。(2)顶锚杆的支护能力已被充分利用，一部分锚杆杆体局部屈服，还有少数锚杆被拉断，支护参数在经济上比较合理。(3)巷帮位移及锚杆受力较大，这是急倾斜煤层巷道矿压的一大特点。初始设计中，回风巷一帮设计为玻璃钢锚杆，试验证明玻璃钢锚杆强度不足(破断力只有50 kN，所以两帮支护改为全用高强度螺纹钢锚杆。(4)锚索的受力达到其破断力50%左右，还有较高的强度储备，可确保顶板安
13、全。(5)观测到的锚杆受力最大区域在顶板5001500 mm处，顶锚杆长度能满足要求。5结论华亭矿区急倾斜特厚煤层水平分层综采放顶煤开采，工作面巷道分别沿煤层顶底板布置，工作面巷道为全煤巷道，围岩强度相对较低，并且松散、破碎，由于采出空间大，顶板岩层活动激烈，应力集中程度高，应力及变形的不对称性等因素致使巷道支护困难。用于采深增加及巷道多次受到采动影响，更加重了矿压的显现的激烈程度。坚硬基本顶的破断运动释放强大能量，是下方煤体内巷道发生动力冲击的主要原因。采用树脂加长锚固高强度锚杆，配合菱形金属网及钢筋托梁，并用小直径预应力锚索加固补强，有效解决了急倾斜特厚煤层水平分层综采放顶煤开采煤巷支护难
14、题。试验巷道从掘进施工到工作面安装、回采，均未出现支护问题，未发生任何顶板事故，达到了安全生产、提高工效、节支降耗的目的。高强度锚杆、锚索支护技术在华亭矿区全面推广。附录BHorizontal slicing fully-mechanized caving mining in steep inclined thick seam roadway support technologyJu Wenjun 1 , Is conferred on 2 , Lee2（ 1. China Coal Research Institute, Beijing 100013; 2. Huating of Gansu
15、 coal-electricity joint-stock company Huating coal mine, Gansu Pingliang744100)Abstract: Analysis of the horizontal slicing fully-mechanized caving mining in steep inclined thick seam of underground pressure in roadway features, introduction of high strength bolt support technique in the test of hua
16、ting coal mine, on the bolt supporting technology of mine pressure monitoring and analysis of the effectiveness, and to amend the support parameter. Keywords : Steeply inclined thick coal seam; horizontal slicing; anchor Rod supporting dynamic information designing method; mine pressure monitoring1.OverviewHuating mining area in Gansu pr
