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复杂条件下的煤巷锚、网、梁支护李国臣张希平李明国刘宝昌崔建忠[肥城矿业(集团)公司曹庄煤矿]摘要介绍在近距离、采空区下、破碎复合顶板的煤巷中使用锚、网、梁支护技术，与传统支护形式相比取得了较好的技术经济效益，为复杂条件下煤巷实现锚、网、梁支护提供了可靠的依据，可供在相似的条件下推广使用。关键词近距离采空区破碎复合顶板锚、网、梁支护曹庄井田位于肥城煤田的东部，于1965年元月份投产，设计年生产能力60万t，2004年核定年生产能力130万t，尚可服务年限23.26年。矿井开拓方式为立井、多水平、主要贯穿石门、采区上下山开拓。分三个水平开拓，即-120m水平（已结束）、-280m水平（正在生产）、-480m水平（正在开拓）。井田内含煤地层为石炭二叠纪的山西组与太原组，主要可采煤层有六层，目前主采山西组的3层煤和太原组的7、8、9、10-2层煤，采深已达605.8m。本井田为水文地质条件极复杂的大水矿井，太原组的7、8、9、10－2层煤回采时，受煤底部五灰、奥灰承压岩溶水的严重威胁。随着矿井开采深度的增加，矿压显现越来越突出。尤其是10－2煤回采工作面巷道，因薄层煤岩复合顶板极易破碎，支架压力大，变形严重，维护极为困难，已严重威胁安全生产。10－2煤巷道一直使用11#工字钢梯形棚支护，从未采用过锚杆支护。为了改善巷道维护状况，变被动支护为主动支护，提高巷道掘进速度和效率，为工作面的高产高效创造条件，迫切需要进行支护改革，采用锚杆支护。1试验巷道的地质条件结合生产现场的实际情况，决定支护试验地点在10802工作面运中巷，试验段长50m。该工作面上覆9802工作面采空区，运中巷就布置在9802工作面采空区下。该工作面煤层两极厚1.8～2.1m，平均1.95m，属简单结构、稳定的中后煤层，坚固性系数f值为1.5。局部地段煤层中含一层粘土岩夹石，厚0～0.68m，赋存不稳定，坚固性系数f值为3。10－2煤上距9层煤采空区平均2.04m，下距五灰平均18.3m，五灰下距奥灰平均14.92m，工作面正常块段掘进不受五灰、奥灰水威胁。10－2煤直接顶为薄层煤、粉砂岩构成的复合顶板，由下至上分别为1.0m厚的粉砂岩，f值为3～4，0.5m厚的10－1煤，f值为1.5，平均0.5m厚的粉砂岩，f值为3～4。底板为4.27m厚的粘土岩，f值为3。煤层顶、底板岩性如图1所示。图1综合柱状示意图2支护方案与参数设计根据巷道控制效果好、安全可靠、便于施工和支护费用低的原则，采用计算机数值模拟及类比法进行支护方案与参数的设计。该巷道断面为斜梯形，上帮高2500㎜、下帮高1700㎜，宽2700㎜。经过初始设计、施工检测、信息反馈与修改，最后确定巷道的支护方案和参数。2.1支护方案的确定由于9层煤已经采出，10－2煤距离9层煤采空区只有2m左右。因此，根据组合梁理论，采用高强度高预应力锚杆将10－2煤顶板1.0m厚的粉砂岩、0.5m厚的10－1煤和0.5m厚的粉砂岩组成一个完整的组合梁，以提高该组合岩层的自承载能力。由于9层煤采空区与10－2煤之间的顶板厚度只有2m左右，长锚杆和锚索悬吊在此特殊地质条件下是不可能的。10－2煤的直接顶经受了9层煤开采动压的影响，受到了不同程度的破坏，顶板节理裂隙和滑移面发育。所以，为了防止漏顶，应铺设金属网护顶。因此决定采用锚、网、梁支护结构。由此不仅可以改变巷道围岩的受力状况，将顶板压力通过两帮实体煤传递到底板，而且还可以有效地限制顶板变形。综合分析后，最终确定试验巷道的顶板采用螺纹钢树脂锚杆＋11#矿工钢梁＋金属网支护，两帮采用普通金属锚杆＋金属网支护（两帮围岩稳定时可省去）。2.2支护参数设计顶板锚杆为无纵筋螺纹钢等强锚杆，直径18㎜、长2100㎜。锚杆间排距为800×800（㎜），采用MSCK2535型和MSZ2535型树脂锚固剂卷各2卷加长锚固，锚固长度1400㎜。锚杆的锚固力不低于64kN，扭紧力矩不低于300N·m。顶板金属网为Φ3.5㎜冷拔钢丝编制的方格网，长×宽2700×1000（㎜）,网格为60×60（㎜）。网要压茬联结，搭接长度60㎜。钢梁用11#矿工钢加工制作，长2700㎜。梁间距800㎜（中－中）。两帮锚杆为端头异曲型速凝水泥金属锚杆，直径14㎜、长1600㎜，间排距为800×800（㎜）。锚杆的锚固力不低于40kN，扭紧力矩不低于100N·m。锚杆上帮布置三根、下帮布置两根，第一根在顶板以下300㎜处、第二根在顶板以下1100㎜处、第三根在顶板以下1900㎜处。巷道中心线10-2层煤直接顶10-1层煤顶板10-1层煤轨面冷拔丝网小杆钢梁压盘锚盘层煤采空区锚杆图2巷道支护断面图图2巷道支护断面示意图3矿压观测与分析为了掌握支护后巷道围岩活动规律和检查支护效果，在巷道掘进过程中、巷道施工后的一段时间内以及在该工作面回采期间，在原架棚支护段和锚、网、梁支护段分别设点进行表面位移观测和锚杆锚固力观测。3.1表面位移观测从观测结果可以看出，架棚支护段的巷道变形量大于锚、网、梁支护段巷道的变形量，锚、网、梁支护明显优于架棚支护。采用前者掘进影响期缩短2天，采动影响范围缩小15～20m。掘进影响期顶底板移近量减少36㎜，降低了35%；两帮移近量减少了10㎜，降低了33.3%。稳定期顶底板移近量减少124㎜，降低66.7%；两帮移近量减少了116㎜，降低了92%。采动影响期顶底板移近量减少162㎜，降低了62.3%；两帮移近量减少了215㎜，降低了85.7%。掘进影响期、稳定期和采动影响期顶底、两帮移近速率均减小，顶板、底板和两帮分别平均减小40.8%、74.8%、83.5%。断面收缩率减少了26.27%。工程实践表明，锚、网、梁支护的巷道能够满足安全生产要求，保证正常使用。10802工作面运中巷不同阶段变形对比见下表和图3、图4。锚、网、梁支护和架棚支护不同阶段表面（单位：mm）支护形式锚、网、梁支护架棚支护变形阶段掘进影响期稳定期采动影响期合计掘进影响期稳定期采动影响期合计观测时间（天）5922211979221120顶底板移近量顶板下沉4647641576287119268底臌211534704199141281合计676298227103186260549两帮移近量2010366630126251407图3顶板下沉数据曲线图4两帮移近数据曲线3.2顶板锚杆的锚固力观测锚杆的锚固力随着采煤工作面的不断靠近最大可达56.2kN，达到锚杆设计屈服力的64.97%。锚杆没有出现杆体和构件损坏，表明锚杆的强度是适宜的，支护设计是合理的。4技术经济效益分析4.1支护效果4.1.1巷道掘进速度加快10－2煤巷道采用锚、网、梁支护与采用架棚支护相比，巷道掘进速度加快，炮掘由194.4m/月提高到243m/月以上，单进水平提高25%以上。4.1.2掘进辅助运输工作量减少10－2煤巷道锚、网、梁支护与原架棚支护相比，明显减少了掘进的辅助运输工作量，千米巷道减少钢材搬运量149.79t、煤矸650.32m3和坑木36.25m3，解决了煤巷掘进运输工作量大、占用人工多和时常出现运输跟不上而影响正常施工的问题。还大大减轻了工人的劳动强度。4.1.3巷道的安全可靠程度提高锚、网、梁支护能够及时支护新暴露的顶板，改善了巷道受力状况，减少了巷道围岩变形量，有效防止了巷道掘进冒顶事故的发生。与架棚支护相比，服务期内顶底板、两帮总的移近量分别减少322㎜和341㎜，断面收缩率减少26.27%。巷道有效断面大则有利于通风和行人、运输安全。4.1.4回采工作面推进速度加快采用锚、网、梁支护由于显著减少了巷道变形量、改善了巷道维护状况、简化了工作面端头的维护工序、省去了大量替棚工作量，相对缩短了采煤机在端头的返刀时间和提高了采煤机的有效开机率，工作面月推进度和产量比采用架棚支护提高了20～30%。这为工作面的高产高效创造了十分有利的条件。4.1.5煤层自燃发火的发生概率降低10－2煤巷道沿底板掘进，用架棚支护时因需破顶而经常发生大冒顶，一个回采工作面多时可达十几处，造成向9层煤采空区漏风，容易引发煤炭自燃发火。采用锚、网、梁支护从根本上消除了这个隐患。4.2直接经济效益巷道支护成本包括支护费用和其他费用。10－2煤巷道原采用11#工字钢棚支护，顶梁长2300㎜、棚腿长2300㎜、棚距800㎜。巷道支护费用为579.18元/m。而改用锚、网、梁支护后，巷道支护费用为513.90元/m。巷道支护成本中的其他费用是指巷道支护后，在服务期内（掘进和回采期间）的巷道成本（包括巷道维修费、运输费、人工费和设备折旧费等）。架棚支护和锚、网、梁支护二者这项费用分别为521.17元/m和313.04元/m。以上两者相加后原架棚支护为1100.35元/m，锚、网、梁支护为826.94元/m。巷道采用锚、网、梁支护比采用架棚支护支护成本降低273.41元/m。截止到2004年底，曹庄煤矿10－2煤剩余工业储量1472.5万t，可采储量959.8万t。根据历史资料统计，10－2煤掘进率为150m/万t，预计掘进回采巷道14.4万m，如全采用锚、网、梁支护则可节约成本约3937万元。5几点体会①采用树脂锚固剂卷加长锚固的螺纹钢等强锚杆，其初锚力和预紧力都较大，冷拔钢丝网网孔小、刚度大，与工字钢梁组合后使被锚固的岩层形成一个整体承载结构，从而改变了下部岩层的受力状况，提高了岩层的自承和承载能力，使之能经受住回采动压的剧烈影响，保障了巷道的安全。②合理不知巷道，避开垂直应力和水平应力集中区是保证支护成功的重要因素。由于上覆9层煤开采时有时留的区段煤柱引起应力集中，煤柱下方10－2煤范围内的垂直应力和剪切应力集中，尤其是剪切应力的增大使布置在煤柱下方附近的巷道难以维护。应合理布置巷道，尽量避开垂直应力和水平应力集中区，确保巷道围岩应力小而均匀分布，巷道就易于维护。③在近距离、采空区下、破碎复合顶板的煤巷中采用锚、网、梁支护后，底板破坏减少，顶板对底板的压力由点传递（棚腿）变为面传递（两帮煤体），顶底板比压减小了，由此有效避免了掘进工作面底板突水事故的发生。④现场矿压观测结果表明，这次支护改革试验中的锚、网、梁支护设计能够适应10－2煤的复杂地质条件。当顶板比较完整时，梁间距可选取为800㎜，当顶板比较破碎或遇应力集中区时，应改为600㎜。通过本次试验，进一步摸清了10－2煤顶板的运动规律，为复杂条件下实现锚、网、梁支护提供了可靠的依据。总之，近距离、采空区下、破碎复合顶板的10－2煤巷道采用锚、网、梁支护获得了成功，是肥城矿区10－2煤巷道支护的一次重大技术改革。若从技术上、管理上再作进一步的研究，对这项支护技术在支护性能和施工工艺上进一步加以改进和完善，就一定会创造出更大的技术经济效益和社会效益。参考文献[1]采矿工程设计手册.煤炭工业出版社，2003.[2]井巷工程.煤炭工业出版社，1984.[3]何满潮、袁和生等.中国煤矿锚杆支护理论与实践.科学出版社，2004.[4]矿山压力与顶板管理.2003（1～4）、2004（1～4）、2005（1～2）.[5]煤炭科学技术.2003（1～12）、2004（1～12）、2005（1～9）.[6]地下开采现代技术理论与实践.煤炭科学研究总院北京开采研究所.煤炭工业出版社，2002.[7]陆家梁.软岩巷道支护技术.吉林科学技术出版社，1995.第一作者简介李国臣男，1965年出生，1988年毕业于山东矿业学院采矿工程系。现任肥城矿业（集团）公司曹庄煤矿总工程师，研究员。发表论文多篇。邮政编码：271601（收稿日期：2005-10-08；责任编辑：周正行）