综放工作面小煤柱动压巷道切...-锚注加固协同控制技术研究_杨依卓.pdf

综放工作面小煤柱动压巷道切顶卸压-锚注加固协同控制技术研究*杨依卓1，张百胜1，郭俊庆2，李汉璞1，崔俊彪1（1.太原理工大学 矿业工程学院，太原030024;2.太原理工大学 采矿工艺研究所，太原030024）摘要：针对多层坚硬顶板综放工作面留小煤柱巷道围岩变形破坏严重的问题，提出了动压巷道切顶卸压-锚注加固协同控制技术。以付家焉煤业10103运输巷为工程背景，通过矿压监测分析了多层坚硬顶板留小煤柱巷道的围岩变形规律，围岩变形经历3个阶段：微变形阶段（超前50 m）、缓慢变形阶段（+50-125 m）、快速变形阶段（-125 m之后）。结合地质力学测试，揭示了小煤柱巷道的大变形机理主要有3个：留小煤柱巷道围岩力学强度较低、多层坚硬顶板结构失稳产生的大动载、巷道原有支护参数不合理等。基于此提出了切顶卸压-锚注加固协同控制技术，给出了关键参数，并进行了工业性试验，采用该技术后的顶底与两帮变形量分别减小了71.9%与72.4%。关键词：小煤柱巷道；切顶卸压；锚注技术；坚硬顶板；矿压观测中图分类号：TD322；TD353文献标志码：A文章编号：1008 8725（2023）03 027 06Research on Collaborative Control Technology of Cutting Top PressureRelief and Anchor Reinforcement of Small Coal Pillar Roadway onComprehensive Discharge FaceYANG Yizhuo1,ZHANG Baisheng1,GUO Junqing2,LI Hanpu1,CUI Junbiao1(1.School of Mining Engineering，Taiyuan University of Technology，Taiyuan 030024，China；2.Institute of MiningTechnology，Taiyuan University of Technology，Taiyuan 030024，China)Abstract：In view of the serious deformation and damage of surrounding rock of roadway with smallcoal pillars in the fully mechanized top coal caving face with multi layer hard roof,a coordinatedcontrol technology of roof cutting and pressure relief and bolt grouting reinforcement for dynamicpressure roadway is proposed.Taking the 10103 haulage roadway of Fujiayan coal industry as theengineering background,the surrounding rock deformation law of the roadway with small coal pillarsleft in the multi-layer hard roof is analyzed through rock pressure monitoring.The surrounding rockdeformation goes through three stages:micro deformation stage(50 m ahead),slow deformation stage(+50 to-125 m),and rapid deformation stage(-125 m behind).Combined with the geological and mechanicaltests,three major deformation mechanisms of small coal pillar roadway are revealed:low mechanicalstrength of surrounding rock of small coal pillar roadway,large dynamic load caused by structuralinstability of multi-layer hard roof,unreasonable original support parameters of roadway,etc.Based onthis,a collaborative control technology of top cutting and pressure relief anchor grouting reinforcementis proposed,and the key parameters are given.Industrial tests are carried out.The deformation of thetop and bottom and the two sides are reduced by 71.9%and 72.4%respectively after using thistechnology.Key words:small coal pillar roadway;cut top pressure relief;anchoring technology;hard top plate;mineral pressure observation第42卷第03期2023年03月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.03Mar.2023doi:10.13301/ki.ct.2023.03.0050引言伴随绿色矿山理念的提出，小煤柱和无煤柱技术得到了推广与应用，使得煤炭开采与能源利用效率得到了显著提高，并由此带来可观的社会经济效益，使得研究小煤柱巷道在不同地质条件下受动压影响的巷道围岩控制技术有着较为重要的研究价值与意义。目前，在动压作用下，尤其是在多层坚硬顶板的地质条件下小煤柱巷道矿压显现规律、围岩变形破坏机理及围岩控制技术的研究都存在不足。所以，本*山西省高等学校科技成果转化培育项目(JYT2019015)；山西省重点研发计划（201903D121075)27文以付家焉煤业10#煤层多层坚硬顶板小煤柱巷道为研究背景，分析了在该地质条件下小煤柱巷道的矿压显现规律与围岩大变形机理，并针对原有常规围岩控制技术弊端，提出了切顶卸压-锚注加固协同控制技术，给出了该技术所需的具体参数，为此类小煤柱矿井巷道的围岩控制提供了理论和技术支持。1工程地质概况付家焉10102回采工作面长185 m，开采10#煤层，埋深519.3 m，平均煤层厚度6.2 m，采高约3 m，放顶煤高度约3.2 m，该工作面直接顶为中砂岩，平均厚2 m，基本顶为3.5 m细砂岩。10102工作面布置如图1所示，预计在10102回风巷东侧开设10103工作面，为了提高的经济效益，决定留设10 m小煤柱。2大动压巷道矿压显现规律分析矿方原有支护手段覆盖该巷道从1 150 m到迎头位置，在10103轨道巷布置3组测站（见图1中测点1测点3），重点观测分析在原有常规支护手段下围岩移近量随10102工作面回采的变化规律。通过矿压观测，将数据汇总整理出围岩移近示意图如图2所示，由图2可知，以10103工作面运输巷为例的多层坚硬顶板小煤柱巷道围岩变化整体呈现3个阶段：（1）微变形阶段属超前区段（超前50 m之前），此时顶底与两帮的整体移近量均在100 mm附近，在超前50 m附近开始出现缓慢变形，整体围岩在该阶段变形不明显。（2）缓慢变形阶段属相遇和滞后区段（+50-125 m），该区段相较超前区段变形速率明显加快，顶底移近量约400 mm，平均日增移近速率52 mm/d，两帮移近量约300 mm，平均日增移近速率40 mm/d，该阶段巷道围岩相较上一阶段变形显著，巷道围岩变形表现为煤柱帮破坏，两帮移近量增大。（3）快速变形阶段属滞后区段（-125 m之后），顶底板开始产生较大变形，随着工作面回采进度不断推进，表现未持续大变形，此时顶底移近速率60 mm/d，且最大移近量为180 mm/d；随着10102工作面继续推进，从滞后150 m开始，两帮开始产生大变形，平均日增移近速率80 mm/d，且最大移近量为185 mm/d。该阶段围岩整体变形大，并随着工作面回采持续增大。（a）顶底板移近量（b）两帮移近量图210103工作面运输巷围岩移近示意图10103工作面运输巷围岩移近量从超前10102工作面200 m到滞后280 m的最后一次观测，顶底整体移近量为1 780 mm、两帮整体移近量为1 990 mm，且移近量均有进一步加大的趋势。综放工作面小煤柱动压巷道切顶卸压-锚注加固协同控制技术研究杨依卓，等 第42卷第03期Vol.42 No.03图110102工作面布置图10#煤层南回风大巷10#煤层运输大巷10#煤层轨道大巷10#煤层北回风大巷运输联络巷10102运输巷（沿底板布置）窥视取样点1（100 m）窥视取样点2（200 m）10102回风巷（沿底板布置）10103运输巷（沿底板布置）支护改良区段10103工作面测点4（1 000 m）测点5（950 m）测点6（900 m）测点7（850 m）10102工作面原支护区段测点3（1 150 m）测点2（1 180 m）测点1（1 205 m）北-300-250-200-150-100-50050100150200距10102工作面距离/m缓慢变形阶段（超前50 m滞后125 m）快速变形阶段（滞后125 m之后）微变形阶段（超前50m之前）测点1测点2测点32 0001 8001 6001 4001 2001 0008006004002000顶底板移近量/mm2 0001 8001 6001 4001 2001 0008006004002000两帮移近量/mm测点1测点2测点3缓慢变形阶段（超前50 m滞后125 m）快速变形阶段微变形阶段-300-250-200-150-100-50050100150200距10102工作面距离/m（滞后125 m之后）（超前50m之前）283大变形巷道地质力学特性分析为了获取研究所需力学参数，对临近的10102回风巷进行了钻孔取样、顶板窥视，并对岩样进行力学试验，部分窥视效果如图3所示，窥视取样地点为图1中窥视取样点1（100 m）、窥视取样点2（200 m），工作面力学测试结果参数及柱状图分别如表1、图4所示。（a）水平裂隙（b）垂直裂隙（c）煤壁窥视图310102工作面回风巷窥视图表110103工作面围岩物理力学参数测试结果图410103工作面力学测试参数及柱状图4小煤柱巷道大变形机理分析通过上述矿压观测数据分析，发现在付家焉地质条件下围岩变形量不符合留巷要求，现对巷道产生大变形的机理与成因进行分析。（1）煤层松软、煤壁围岩强度较弱通过对付家焉10#煤层力学试验测得其抗压强度仅为4.8 MPa，煤层松软、破碎，所留设巷道承载能力差，受来压影响大，围岩变形严重，持续变形时间长，直接导致该巷道的围岩控制难度加大，巷道维护困难。目标巷道与工作面之间留设10 m小煤柱，巷道承受动压影响要比常规留设宽煤柱的巷道大，当小煤柱巷道受到强动载影响时，巷道围岩变形会大幅加剧。（2）多层坚硬顶板结构失稳而导致的动载过大借鉴钱鸣高院士团队对于关键层理论研究成果，结合组合梁理论，第f层岩层对第1层岩层所施加的载荷q1(x)|f=E1h13fi=1ihifi=1Eihi3（1）式中hi第i层岩层厚度，m；i第i层岩层容重，kN/m3；Ei第i层岩层弹性模量，GPa。当满足式（2）条件时，则表明第f+1层岩层挠度