1、楊莊煤礦深部火成巖侵蝕復合頂板下“三軟”煤層支護研究與應用安徽省淮北礦業集團楊莊煤礦摘要：隨著煤礦開采深度的增大，復合頂板的離層破碎問題越來越突出。 如何消除冒頂、片幫，有效維護復合頂板和兩幫穩定，控制圍巖變形，提高圍巖 整體穩定性，已成為確保煤礦安全生產的關鍵。楊莊煤礦iv5210工作面巷道埋 深已近800米，屬深部典型的“三軟”煤層，通過巖體分析、數值模擬和現場 實測，提出了“強頂、固幫”的支護對策和新的支護形式，以錨索支護為主，巷 道頂板采用“212”布置，頂板松軟巖層較厚及破碎地段，錨索適當加長。結 果表明，該支護方案有效控制了巷道圍巖變形，滿足了“三軟”煤層巷道支護的 需要。關鍵詞：

2、深部 復合頂板 “三軟”煤層 支護1. 工程概況1.1iv5210工作面概況楊莊煤礦位于淮北市南約8km處，礦井可釆煤層共有四層，分別為6 層、5層、4層及3層。本次項目研究的iv5210工作面位于5煤層，工作面 標高范圉715512m,地面標高+31.5mo據已有資料分析該面地質構造較復雜， 煤層傾角變化大，在921°z間，平均15°,局部煤層受火成巖侵蝕， 且存在變薄現彖，面內共有7條斷層，最大斷層落差達8m。iv5210工作面機風巷沿煤層走向布置，跟5煤層頂板施工，直接頂為 灰黑色泥巖，裂隙發育，厚度不穩定，平均厚度為3.9m；老頂為4煤，4煤大 部分被火

3、成巖侵蝕，厚度不穩定，平均厚度為6.8m；直接底為灰黑色泥巖，平 均厚度為6.7m,老底為淺灰色砂巖，平均厚4.8m。1.2現存主要問題根據工程類比法，iv5210工作面機、風巷支護形式采用錨帶網連鎖棚 支護。為了保證煤礦的安全生產，楊莊煤礦在iv5210工作面冋采巷道掘進期間 及吋布置了礦壓顯觀測點。通過現場觀測，目前存在以下問題：(1) 圍巖變形量大。為對原方案的支護效果進行監測，在1v5210工作 面機巷試驗段每個30m設置一個測站，共兩個測站，在50d的觀測吋間內，兩 幫移近總量最大約為459mm,平均移近速率為9.18mm/d,頂底板移近總量達 349.3mm,平均移近速率6.98m

4、m/do(2) 網兜現象明顯。由于機巷頂板為復合頂板且老頂被火成巖侵蝕，離 層量大，采用原支護方案的巷道近一半以上顯現出網兜的現象，一些錨桿和錨索 發生彎曲變形，失去了組合支護抵抗圍巖變形的能力。(3) 支護體實效嚴重。通過現場觀察，在使用原支護方案的近120m的 巷道范圍內，錨桿、錨索多處掉落，鋼帶發生剪斷，失去承載能力。以上問題給煤礦的安全生產帶來了較大隱患，因此，有必要對該礦現有 的支護方案進行優化。2. iv5210i作面圍巖破壞機理分析2.1巷道頂板裂隙帶分布特征本次利用ysz (b)鉆孔窺視儀對巷道圍巖狀態進行成像分析，分析巷 道圍巖裂隙分布特征，確定圍巖松動圈分布范圍，機巷和風巷

5、分別設3個測點, 共6個測點，每個測點共布置三個窺視孔，孔徑為42mm,兩幫孔深5m,頂 板孔深6m。緊跟掘進迎頭進行測點的分段布置，相鄰測點間距為30m,鉆孔 布置圖如圖所示。圖1-1觀測點窺視孔布置圖通過對機風巷頂板局部巖層觀測結果分析，可得機巷和風巷分別在現有支護方案下，巷道圍巖裂隙分布成像圖如圖12所示。頂板孔深:0.5-1.3m頂板孔深：頂板孔深：2.04.5m頂板孔深：456.0m圖1-2：機巷頂板裂隙分布成像圖根據巷道圍巖裂隙分布成像圖可知巷道圍巖裂隙帶分布主要特征為：孔 壁裂隙以上下震蕩的形式由孔底向孔口呈連續不均勻分布，相鄰裂隙最大間距 0.5m,最小裂隙間距為0.1m, 口

6、距孔口 04m范圍內，裂隙分布間距變化幅度 較大，由孔底向孔口裂隙沿孔壁呈不均勻分布，裂隙分布集中區段范圍大致位于 0.1m-4.0m,裂隙間距多為0.1m,往深部發展裂隙分布間距逐漸增大，裂隙發 育趨于穩定。2.2巷道頂板裂隙帶成因分析(1) 巷道處于大埋深、高地應力、仰山掘進，所處的地質力學環境較復 雜，口受地質構造影響，應力集中現象較普遍。(2) 老頂4煤受火成巖侵蝕后，巖層層間分布不穩定，有巖層缺失現 象，且層間粘結性差，巷道在掘進過程中，易岀現層間離層顯現，致使頂板淺部 產生較大離層量，鉆孔窺視儀觀測發現，巷道離層與巖層層間裂隙帶分布有關。(3) 支護不及吋，支護參數和施工過程不能實

7、現耦合支護。2.3深部煤巷底臓嚴重因素分析深部煤巷影響底鼓的因素往往較為復雜，其主要影響因素有：圍巖應力、 底板巖性、巷道支護、巷道布置及斷面等。(1) 高圍巖應力:iv5210機巷與風巷埋深約800m,處于高地應力環境, 巷道開挖后原巖應力受到破壞，圍巖內應力重新分布，圍巖受力狀態發生變化, 使得圍巖產生塑性區域。巷道圍巖所受應力超過了巷道圍巖的極限承載強度，致 使底臓嚴重。（2）底板為煤層：該工作面機巷和風巷不僅所處高地應力環境，老頂受 火成巖侵襲嚴重，老頂自身承載能力降低，兩幫為煤幫，裂隙發育程度高，且底 板為煤巖層，致使兩幫的垂直應力使得底板煤巖層發生剪切破壞，底板穩定性降 低，底板底

8、月鼓量增大。（3）未實現耦合支護：該工作面機巷與風巷的現有支護形式的支護參數 不合理，出現所需支護強度與圍巖壓力不相匹配，巷道掘進速度與支護吋機不 匹配等現象，間接引起底板底13鼓的發生。3.iv5210工作面機、風巷支護方案優化設計3.1機、風巷支護方案優化研究通過現場調研及理論分析，在不增加煤礦支護成本即不改變原支護方案（方案一）中錨桿（索）材質、直徑、長度及錨固長度的基礎上，針對錨桿（索） 布置方式，提出了以下支護方案：（1）方案一（原支護方案）巷道高2550mm寬4000mm,巷道頂板錨桿選用φ22×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿配合l4000m

9、4型鋼帶進行支 護，同吋加掛菱形網，間距800mm,排距800mm,頂板兩邊錨桿各向外傾斜 10°；幫部錨桿選用φ22×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿配合 l2800m4型鋼帶進行支護，同吋加掛菱形網，間距800mm,排距800mm；頂板 錨索選用φ17.8×6300mm 鋼絞線，間距 2000mm,排距 2400mm,每 孔采用一節k2535樹脂卷（置于孔底）和兩節z2550樹脂卷加長錨固，預緊力80 kn-100kno（2）方案二巷道高2550mm 寬4000mm,巷道頂板錨桿選用φ

10、22×2200mm的左旋無縱 筋螺紋鋼錨桿，間距800mm,排距800mm, 頂板兩邊錨桿各向外傾斜10°；幫部錨桿選用φ22×2200mm的 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距800mm,排距800mm；頂板錨索選用φ17.8×6300mm 鋼絞線，間距 1600mm,排距 800mm,呈 布置。(3) 方案三巷道高2550mm 寬4000mm,巷道頂板錨桿選用φ22×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距800mm,排距800mm； 幫部錨桿選用&

11、;phi;22×2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距 800mm,排距800mm,左右幫部底錨桿各向下傾斜30°；頂板錨索選用 φ17.8×6300mm 鋼絞線，間距 2000mm,排距 2400mmo3.2支護效果分析1、根據巷道變形云圖分析，無支護時巷道變形主要以巷道底板下沉為 主，最大下層量達到70cm,且其直接導致巷道兩幫上部的圍巖變形也顯著增 大，這與楊莊煤礦iv5210工作面機巷的現場變形情況基本相符，且其底板的 變形破壞特征是以兩底角的變形而帶動整個底板鼓起為特點。從控制巷道頂板下 沉量的角度考慮，方案二

12、更為合理。2、通過對相關數據統計分析，從表1中可以看岀，方案二在控制巷道 頂底板移近量方面要略優于其他方案，方案三能較好的控制巷道底鼓量。表1不同支護方案下巷道頂底板最大變形量(單位：m)3、由于支護重點是如何控制巷道頂底板的變形量，方案二更加適合 iv5210工作面巷道的圍巖頂板變形控制。方案三中兩根底幫錨桿在控制巷道底 板鼓起方面起到了一定的作用，分析其原因是由于其兩底幫處的兩根錨桿向下傾 斜，更好的限制了巷道底板的變形，因此在采用方案二的同吋，將其兩底幫處的 錨桿向下傾斜一定角度。3.3小結通過分析，提出了 “強頂、固幫”的支護對策和新的支護形式，采用 錨索采用布置，安全經濟性較高。具體

13、支護形式如圖3-1所示，巷道 高 2550mm > 寬 4000mm,頂板錨索選用 φ17.8×6300mm 鋼絞線，間 距1600mm,排距800mm,呈布置，每孔采用一節k2535樹脂卷(置 于孔底)和兩節z2550樹脂卷加長錨固，預緊力80 kn -lookno(a)巷道支護主視圖單位：mm(b)巷道支護俯視圖3-1支護方案4 主要結論(1) 分析認為該類巷道圍巖的破壞類型以剪切破壞為主，提出了“強頂、 固幫”的支護對策。“強頂”，即加強頂板支護，控制頂板變形；“固幫”，即加 固兩幫，確保圍巖穩定；(2) iv5210工作面巷道成分區破裂現象，且深度越深其巖層的完整性 越好。機巷與風巷采用新支護方案后，錨桿起到組合梁的支護效果，錨索深入 堅固圍巖中