鑫瑞煤业有限公司采空区、煤柱下薄层顶板巷道支护技术研究终稿2013.doc

1501采煤工作面顺槽支护设计方案 中国矿业大学 鑫瑞煤业有限公司采空区、煤柱下薄层顶板巷道支护技术研究课 题 材 料 之 一1501采煤工作面顺槽支护设计方案山西离柳焦煤集团有限公司中国矿业大学二0一二年十二月目 录1 概述12 生产地质条件22.1 巷道围岩特征22.2 构造与水文43 岩体力学测试53.1 试验设备及仪器53.2岩石试样测试54 5#煤层1501工作面顺槽支护技术74.1 煤柱下方顺槽支护技术74.2 采空区下方顺槽支护技术194.3 煤柱（体）与采空区交界处下方顺槽支护技术265 施工主要技术要求295.1 煤柱下方巷道施工技术要求295.2 采空区下方巷道施工技术要求305.3 交界处下方巷道施工技术要求316 支护材料及要求327 矿压观测方案34鑫瑞煤业有限公司采空区、煤柱下薄层顶板巷道支护技术研究1 概述掘进与回采是煤矿开采的两个关键环节，安全、有效、快速的巷道支护技术是保证矿井安全生产、高效生产的必要条件。随着煤炭资源的连续开采，开采作业不得不由地质条件简单的区域向复杂区域发展，由浅部向深部转移，困难条件下巷道的支护问题日益突出，成为制约矿区安全开采的突出技术难题之一。对于煤层群开采，一般煤层层间距离大于3040m时，上位煤层开采后对下位煤层的开采影响程度较小，其矿压显现规律、开采方法基本上不受上位煤层开采影响，与普通单一煤层开采基本相同。但是，随着煤层间距离减小，上、下煤层间开采的相互影响会逐渐增大，特别是当煤层间距小于5m时（极近距离煤层群），下位煤层开采前顶板的完整程度已受上位煤层开采损伤影响，其上又为上位煤层开采垮落的矸石，且上位煤层开采后残留的区段煤柱及一侧采空的煤体在底板形成的集中应力，导致下位煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化，从而使下位煤层开采与单一煤层开采相比出现了许多新的矿山压力现象。主要表现在：（1）布置在煤柱下方的回采巷道矿山压力显现剧烈，围岩移近量大，破碎区较大，巷道支护困难；（2）布置在采空区下方的回采巷道，当层间距小于一般的锚杆长度时，采用传统的树脂锚固锚杆无法在采空区内有效锚固，必须寻求新的支护形式，开展新的支护技术的研究。山西离柳鑫瑞煤业有限公司位于吕梁市临县林家坪乡苏家坡、南沟村一带，行政区划属临县林家坪乡管辖。该公司是在原山西临县新民焦煤有限公司、山西新民二矿煤焦有限公司和山西临县宇航煤业有限公司的基础上整合而来的矿井，整合后的生产能力为120万t/a，批准开采井田内4#、5#、8#、9#煤层。4号煤位于山西组下部，煤层厚度1.561.90m，平均1.73m。该煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，底板为砂质泥岩、泥岩，井田内大部分已采空。5#煤位于山西组下部，煤层厚度0.634.40m，平均2.76m，上距4号煤层1.006.40m，平均3.26m，下距K3砂岩4.76m。煤层顶板为泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩。为推进经济、技术及安全一体化，受鑫瑞煤矿委托，由中国矿业大学结合该矿5#煤层顶板岩层力学性质和采掘等生产地质条件，通过理论分析、数值计算和工程实践等方法，对1501工作面回采巷道的支护技术进行研究，以期解决该类巷道的围岩稳定控制问题。因该工作面切眼具体位置未定，故本课题组先行提供该工作面上下顺槽的支护设计，切眼支护方案待其位置确定后，在参考上下顺槽支护效果的基础上另行设计。2 生产地质条件2.1 巷道围岩特征鑫瑞煤矿5#煤层厚度0.634.40m，平均2.76m，属井田稳定大部可采煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸或含一层至二层夹矸。上距4号煤层1.006.40m，平均3.26m，下距K3砂岩4.76m。根据钻孔采样试验，煤层直接顶板以泥岩为主，岩性较软，易风化，抗压强度32.833.6MPa，平均33.20MPa，属中硬岩石；抗拉强度0.91.0MPa，平均0.95MPa；抗剪内摩擦角33°4937°20，平均35°35，凝聚力系数3.44.7，平均4.05。底板以泥岩为主，其次还有砂质泥岩，抗压强度26.954.3MPa，平均40.60MPa，属中硬岩石；抗拉强度0.52.3MPa，平均1.4MPa；抗剪内摩擦角35°2740°30，平均38°19，凝聚力系数4.19.4，平均6.75。根据生产需要，结合该矿地质条件，如图2.1和图2.2，1501工作面回风顺槽、运输顺槽均沿煤层顶板掘进，巷道设计为矩形断面，宽×高（净）分别为4500mm×3500mm、4500mm×3000mm，巷道净断面积分别为15.75m2和13.5m2。图2.1 5#煤地质柱状图351501采煤工作面顺槽支护设计方案 中国矿业大学图2.2 1501及其相邻工作面采掘工程平面图1501采煤工作面顺槽支护设计方案 中国矿业大学2.2 构造与水文本井田总体呈一单斜构造，地层倾角为214°，仅井田中部局部达18°。井田内未发现断层及陷落柱，也没有岩浆岩的侵入。构造简单。5#煤为焦煤及肥煤。山西省煤炭地质二队对其施工的山西离柳鑫瑞煤业有限公司煤矿补1号钻孔5#煤层采取的瓦斯样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行检验，由检验结果可知，5#煤层均属氮气带，5#煤层属于低瓦斯煤层，但须采取高瓦斯管理。5#煤煤尘具有爆炸危险性，生产中要及时洒水降尘预防煤尘飘散，及时清理巷道壁浮尘，预防煤尘爆炸事故发生。5#煤层自燃倾向性质为自燃，生产中必须加强通风，防止煤的自燃发生，建议井下加强对采空区的封闭工作，矿井通风方式为中央并列式，矿井通风方法为机械抽出式。井田内5#煤层的直接充水含水层是山西组砂岩裂隙含水层，富水性弱。4#煤层采空区积水是一大安全隐患，需加强探放水工作。对采空区、古空区、小窑破坏区积水、积气情况进一步详细调查、探测，以便正确、准确的指导生产。3 岩体力学测试3.1 试验设备及仪器中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室的岩体力学测试是在中国科学院武汉岩土力学研究所研制的RMT-150B型岩石力学伺服试验机上完成的。该试验系统主要由主控计算机、数字控制器、手动控制器、液压控制器、液压作动器、三轴压力源、液压源以及进行各种功能的试验附件等组成。岩石力学伺服试验系统是专为岩石和混凝土类工程材料进行力学性能试验而设计的，具有多种试验功能，可进行单轴压缩试验、单轴直接拉伸试验、单轴间接拉伸试验、三轴压缩试验和剪切试验等。在试验过程中，操作者可以进行干预，切换控制方式，改变控制参数（力和变形），选择试验参数如加载速率、变形速率、力、变形及行程的极限值等相关参数，也可以预先设计试验控制步骤，可由实验机自动来完成。试验结束后，系统会自动退回到初始状态，并能方便的读出试验结果，包括试件的全程应力-应变曲线，如轴向应力与轴向应变、轴向应力与环向应变、轴向应力与体积应变、峰值强度、弹性模量、泊松比以及整个试验过程中采集到的载荷、变形和位移等数据文件，为试验者进一步分析提供了有用的参数。3.2岩石试样测试3.2.1试样的规格按煤炭行业标准MT38-48-87煤与岩石物理力学性质测定方法规定的要求：对于完整性较好的岩石试样，采用锯、钻和磨工序加工成50mm×100mm的圆柱体试样。3.2.2试样的加工精度试样两端面的平行度偏差不得大于0.005cm。试样两端的尺寸偏差不得大于0.02cm。试样的两端应垂直于试样轴线。3.2.3岩石抗压强度测定岩石抗压强度是目前煤矿地下工程中使用最广泛的岩石力学特性参数。它是指岩石单轴压缩时能承受最大应力值。首先把制备好的试样置于试验机下承压板上，装上轴向位移传感器和两个横向位移传感器并调整到位。试验采用位移控制，加载速率为0.005mm/s，在计算机控制下进行加载直至试样破坏。岩石单轴抗压强度按下列公式计算：式中：Rc -抗压强度，MPa； P-破坏载荷，KN； F-试样初始截面，cm2。岩石坚固性系数是岩石坚固程度的指标，又称普氏系数，通常是用单轴抗压强度除以10来表示岩石的坚固程度。坚固性系数按下列公式计算：式中：f-坚固系数； Rc-抗压强度。2012年8月课题组用鑫瑞煤业有限公司提供的5#煤顶板试样在上述试验机上进行了测试(如图3.1)，测试结果见表3.1。 图3.1 5#煤层顶板试样抗压强度实验破坏图表3.1 煤岩单轴抗压强度及坚固性系数测定结果采样地点岩石名称试样编号直径/mm高度/mm破坏载荷/KN抗压强度/MPa普氏系数测定值均 值5#煤层顶板泥岩A1-149.9699.5662.829 32.05 33.023.3A1-249.9898.9066.862 34.08 A1-349.9899.4865.881 33.58 A1-449.96100.7263.476 32.38 4 5#煤层1501工作面顺槽支护技术4#煤层开采后，5#煤层回采巷道的位置有两种情况：位于采空区下方和煤柱下方。位于一侧采空煤柱下方的巷道，当距煤柱边缘正下方水平距离较大时，巷道相当于处于原岩应力环境中，支护相对容易；当水平距离较小时，巷道围岩应力环境较高，其支护技术可参照两侧采空煤柱下方的巷道。结合鑫瑞煤矿具体的生产地质条件，本课题研究两种巷道支护技术：一侧采空和两侧采空巷道支护技术。另外，本课题所述下方巷道均指极近距离下位煤层回采巷道。（1）当下位煤层回采巷道布置在采空区下方时，受上位煤层采动影响，其顶板较为破碎，强度降低，并且顶板上方即为采空区，采用传统的树脂锚固锚杆在破裂（碎）围岩中或采空区内不能有效锚固，巷道支护较为困难，因此选择合理的支护技术显得异常重要。（2）当下位煤层回采巷道布置在煤柱下方时，由于煤柱集中载荷向底板深处传递，造成应力集中，如果支护技术及支护参数不合理，将不能有效控制巷道围岩变形。（3）当下位煤层回采巷道从煤柱下方向采空区下方过渡时，由于煤柱和采空区交界处底板异常破碎，再经过采空区积水浸泡后强度更低，下位煤层巷道顶板极易冒落，且在掘进时受采空区积水威胁，因此必须寻求合理的支护技术才能保证巷道围岩稳定。结合鑫瑞煤矿具体的生产地质条件，以1501回采巷道为对象，研究以上三种极近距离下位煤层回采巷道的围岩控制技术。4.1 煤柱下方顺槽支护技术煤矿巷道支护经历了木支护、砌碹支护、型钢支护到锚杆支护的漫长过程。多年来国内外的实践经验表明，锚杆支护是煤巷经济、有效的支护技术。与棚式支架支护相比，锚杆支护显著提高了巷道支护效果，降低了巷道支护成本，减轻了工人劳动强度。更重要的是锚杆支护大大简化了采煤工作面端头支护和超前支护工艺，改善了作业环境，保证了安全生产，为采煤工作面的快速推进创造了良好条件。目前，锚杆支护技术已在国内外得到普遍应用，是煤矿实现高产高效生产必不可少的关键技术之一。对于极近距离煤层，位于煤柱下方的回采巷道，由于煤柱集中载荷向底板深处传递，巷道围岩应力高度集中，棚式支护和低强度锚杆支护往往容易失效，巷道不得不多次维修与翻修，围岩稳定性差，安全状况得不到保证，影响回采工作面的快速推进。工程实践表明，采用高强度锚杆（索）支护技术能够有效控制采动高应力巷道的围岩变形。本节将以1501工作面回采巷道为对象，结合工程实践经验，研究区段煤柱下方巷道的合理支护技术。4.1.1 煤柱下方巷道围岩稳定原理当巷道位于区段煤柱中心正下方时，在垂直应力作用下，顶板容易弯曲下沉，并且垂直应力会向两帮煤体转移，导致两帮（尤其是靠近顶板处）煤体被挤出，两帮塑性区、破碎区会逐渐增大，此时会进一步加剧顶板的下沉进而导致两帮更深处的煤体被挤出，如此恶性循环，顶板下沉量越来越多，两帮被挤出的煤体也越来越多。当巷道位于区段煤柱边缘下方时，在水平应力和剪切应力的作用下，靠近煤柱边缘下方的一帮煤体容易被挤出，导致顶板下沉量增加，而顶板下沉量增加会使垂直应力向两帮深部煤体转移，进一步加剧两帮的移近，导致更深处的煤体被挤出。因此，对于区段煤柱下方的巷道，顶板和两帮（尤其是靠近顶板处）均是保持巷道稳定的关键部位，必须加强支护。通过数值模拟和工程实践经验，我们提出在1501工作面回采巷道确定采用高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆（索）配合11#工字钢钢棚支护（顶棚中间配合单体液压支柱的强力支护）及时支护技术对区段煤柱下方的巷道进行支护，使顶板形成整体承载结构，将垂直应力尽可能多地转移到两帮深处的煤体，以控制顶板下沉和两帮煤体被挤出；两帮煤体在高强、高预紧力锚杆及时支护后，处于受压状态，改善了两帮表面煤体受力状态，能够抑制两帮煤体变形，最大限度地保持两帮锚固区煤体的完整性，减小锚固区煤体强度的降低，使两帮煤体成为承载体，将围岩应力向底板深处转移，从而使巷道围岩趋于稳定。4.1.2 支护方案设计原则为了充分发挥高强度锚杆（索）支护的作用，在进行支护方案设计时应遵循以下原则：（1）一次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护，以及巷道维修。一方面，这是矿井实现高效、安全生产的要求，就回采巷道而言，要实现采煤工作面的快速推进，服务于回采的巷道应在使用期限内保持稳定，基本不需要维修；另一方面，这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳，而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆，支护效果会受到显著影响。（2）高预紧力和预紧力扩散原则。预紧力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数，只有高预紧力的锚杆支护才是真正的主动支护，才能充分发挥锚杆支护的作用。一方面，要采取有效措施给锚杆施加较大的预紧力；另一方面，通过托板、钢梁（带）等构件实现锚杆预紧力的扩散，扩大预紧力的作用范围，提高锚固体的整体刚度，保持其完整性。（3）“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度（如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度）、刚度（提高锚杆预紧力、加长或全长锚固），保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上的锚杆数量，提高掘进速度。（4）临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度，如果支护强度与刚度低于临界值，巷道将长期处于不稳定状态，围岩变形与破坏得不到有效控制。因此，设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。（5）相互匹配原则。锚杆各构件，包括托板、螺母、钢梁（带）等的参数与力学性能应相互匹配，锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配，以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。（6）可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高。（7）在保证巷道支护效果和安全程度，技术上可行、施工上可操作的条件下，做到经济合理，有利于降低巷道支护综合成本。4.1.3 预紧力的确定锚杆支护对巷道围岩性质的三要素（围岩强度、围岩结构和围岩应力）都有不同程度的影响，究竟什么是影响锚杆支护作用的关键因素，怎样才能充分发挥锚杆主动、及时支护的能力，提高巷道支护效果。通过理论分析、数值模拟与现场试验得出，提高锚杆支护系统的刚度非常重要。提高支护刚度的途径主要有两方面：一是及时给锚杆施加较大的预紧力，并通过托板、钢梁（带）等构件实现预紧力的扩散；二是采用加长或全长锚固，使杆体对围岩离层、错动非常敏感，能及时抑制离层与错动的发生。特别是锚杆的预紧力在支护系统中起决定性作用。锚杆预紧力设计的原则是控制围岩不出现明显的离层、滑动与拉应力区。实践证明，如果选择合理的预紧力值，能够实现对离层与滑动的有效控制。目前，我国煤矿锚杆预紧力主要通过拧紧锚杆尾部螺母，压紧托板实现的。锚杆预紧力与螺母预紧力矩、螺纹规格及摩擦系数等因数之间有如下关系： （4-1）式中f1螺母与锚杆螺纹段间的滑动摩擦系数；f0螺母、垫圈断面间滑动摩擦系数；d2螺纹中径，mm；d0垫片内径，mm；D1螺母端部有效接触面外接圆直径，mm；s螺纹导程，s=nt，mm；N 螺纹头数；T螺距，mm；M螺母预紧力矩，N·m；P0锚杆预紧力，KN。若令 则锚杆预紧力与螺母预紧力矩之间的关系可表示为：P0=kM （4-2）可见，锚杆预紧力与螺母的预紧力矩成正比，同时取决于系数k。影响k值大小的关键因素为：一是螺母与锚杆螺纹段间的摩擦系数f1，f1越大，k值越小；二是螺母、垫圈端面间的摩擦系数f0，f0越小，k值越大；三是锚杆直径，锚杆越粗，k值越小。根据国内部分矿区的试验数据，一般可选择锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30%50%。但是由于施工机具输出扭矩的限制，现场无法真正实现高预紧力。为确定合理的锚杆预紧力，在考虑围岩自重应力的条件下，对10kN、20kN、30kN、40kN预紧力下巷道围岩变形进行比较分析；在不考虑围岩自重应力的条件下，对10kN、20kN、30kN、40kN预紧力下巷道周边附加应力场分布进行比较分析。在进行数值模拟时，采用工字钢钢棚+锚杆联合支护，其中11#工字钢钢棚棚距为800mm，锚杆参数为22mm×L2400mm，间排距分别为800mm和700mm，顶锚索参数为18.9mm×L8300mm，锚索间排距分为1300mm和1400mm。不同锚杆预紧力下围岩表面位移见表4.1、图4.1。表4.1 不同锚杆预紧力下巷道围岩表面位移锚杆预紧力/kN移近量/mm左帮移近量右帮移近量1052.3474.132032.1254.903026.7247.894024.5344.25图4.1 不同锚杆预紧力下围岩表面位移从图4.1可以看出预紧力为2030kN时较为合理，能有效地控制围岩变形。结合鑫瑞煤矿现场所用锚杆支护材料及施工机具，根据工程经验及现场试验，最终确定位于煤柱下方的1501工作面回采巷道锚杆预紧力矩不小于300N·m。锚索预紧力设计的原则是：锚索与锚杆预紧力形成的有效压应力区相互连接、重叠形成以锚索为骨架、锚杆为连续带的骨架网状结构，对锚杆、锚索之间的围岩起到有效的主动支护作用。根据我国煤矿巷道条件、现有锚索规格及张拉设备，锚索预紧力一般应为其拉断载荷的40%70%，确定锚索预紧力为810t，根据所用张拉设备的性能，转换成压强即为2530MPa。4.1.4 锚杆支护参数确定根据巷道围岩地质条件和前述支护方案设计原则，考虑施工的方便性，结合工程经验提出五种支护方案，如表4.2所示。表4.2 锚杆（索）参数比较方案表序号参数取值范围1锚杆直径/mm18、20、22、242锚杆长度/m1.8、2.0、2.2、2.43锚杆排距/m0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.24锚索间排距/m1.3*0.7、1.3*1.4、1.3*2.1、1.3*2.85钢棚棚距/m0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.24.1.4.1 锚杆直径的确定为有效地控制巷道围岩的变形和离层，锚杆必须给围岩可靠的支护阻力。当锚杆材质一定时，支护阻力的大小与杆体半径的平方成正比，也就是说，直径越大，支护阻力和锚杆支护系统刚度越大，对支护越有利。另一方面需考虑锚杆直径与钻孔孔径的合理匹配，锚孔与锚杆直径相差68mm，锚固效果最佳，410mm才能保证锚固效果。另外我国煤巷锚杆支护一般使用钻头直径为28mm、32mm和42mm的锚杆钻机钻眼，因而形成的锚孔直径一般为29mm、33mm和43mm，而直径43mm的锚孔由于其空间大、不能保证树脂药卷的均匀混合，导致锚固力较低，同时因锚孔过大、需要的树脂药卷量大，造成成本高，且钻孔时间长、效率低，因此，尽量不采用这种锚孔直径。我国煤矿普遍使用的锚孔直径为28mm，适用的锚杆直径为1824mm。通过数值计算比较分析，并考虑到成本和现场施工机具等因素，两帮采用直径22mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，能满足高锚固力、节约材料、施工方便的要求。4.1.4.2锚杆长度的确定为确定合理的锚杆长度，在进行数值模拟时，通过改变锚杆长度，研究分析不同锚杆长度对巷道围岩变形的影响，进而确定合理的锚杆长度。锚杆长度与巷道围岩变形的关系见表4.3，如图4.2所示。表4.3 不同锚杆长度条件下围岩表面位移锚杆长度/m顶板下沉量/mm底鼓量/mm左帮移近量/mm右帮移近量/mm2183.5156.1162.9148.42.2163.9135.8142.8131.92.4148.5124.7127.6118.42.5141.3122.5124.3116.5图4.2 锚杆长度与顶板下沉量关系如图4.2所示，在锚杆长度小于2.4m时，顶板下沉量、底鼓量和两帮变形量都较大，锚杆长度大于2.4m时，顶板下沉量、底鼓量和两帮变形量基本不变。因此，考虑控制巷道围岩变形，本设计确定锚杆长度为2.4 m。4.1.4.3 锚杆间排距的确定（1）锚杆排距的确定为确定合理的锚杆排距，在进行数值模拟时，通过改变锚杆排距，研究分析不同锚杆排距对巷道围岩稳定性的影响，进而确定合理的锚杆排距。不同锚杆排距与巷道围岩变形的关系见表4.4，如图4.3所示。表4.4 不同锚杆排距条件下围岩表面位移锚杆排距/mm顶板下沉量/mm底鼓量/mm左帮移近量/mm右帮移近量/mm700147.4142.2108.682.5800152.9146.8112.898.9900159.8149.6120.6100.51000204.6170.5160.8122.31100223.7176.3180.2140.81200245.6180.4218.8187.1图4.3 围岩变形与锚杆排距关系由表4.4可知，随着锚杆排距的增大，顶板下沉量、底鼓量、左帮移近量、右帮均不断增大，从图4.3可知，顶板下沉量、底鼓量、两帮移近量在锚杆排距小于800mm时变化不大，在锚杆排距大于900mm时，急剧增加。因此，考虑控制巷道围岩变形，煤柱下方应力集中，本设计确定锚杆排距为700mm，同时可知由锚杆排距决定的支护强度是巷道支护的重要参数。（2） 锚杆间距的确定数值模拟方案在锚杆支护断面既定的情况下进行设定，见表4.5。表4.5 锚杆间排距选择模拟方案方案编号间排距/mm700×700750×700800×700900×700表4.6为不同锚杆间排距下的围岩变形量。图4.4为随着锚杆间排距的变化围岩变形量的变化趋势。表4.6 锚杆间排距对围岩变形的影响锚杆间排距/mm顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮相对移近量/mm900×700196187302800×700156143198750×700140131169700×700132119151图4.4 锚杆间排距对围岩变形的影响由表4.6和图4.4可知，间排距为900×700mm和800×700mm时，顶板下沉量分别为196mm和156mm，底鼓量分别为187mm和143mm，两帮相对移近量分别为302mm和198mm，围岩变形量较大。间排距为750×700mm和700×700mm时，顶板下沉量和底鼓量均在119140mm之间，两帮移近量分别为169mm和151mm，围岩变形量较小。随着间排距的减小，围岩变形量逐渐减小，当锚杆间排距由900×700mm减小到800×700mm时，围岩变形量减小幅度较为明显，顶板下沉量、底鼓量和两帮相对移近量分别减小40mm、44mm和104mm；当锚杆间排距由800×700mm减小到750×700mm时，围岩变形量减小幅度较为缓和，顶板下沉量、底鼓量和两帮相对移近量分别减小16mm、12mm和29mm；当锚杆间排距由750×700mm减小到700×700mm时，围岩变形量减小趋于缓和，顶板下沉量、底鼓量和两帮相对移近量分别减小8mm、12mm和18mm。鉴于间排距为800×700mm时围岩变形量较小，且再减小间排距对围岩变形影响不大，故确定间排距为800×700mm。4.1.4.4 锚索长度的确定由于小孔径预应力锚索锚固深度大，将下部不稳定煤层或岩层锚固在上部稳定的岩层中，可靠性较大；可施加较大的预紧力，主动支护围岩，因而是锚杆支护技术中一种可靠有效的加强支护手段。在大断面、地质构造破坏地段、顶板软弱且较厚、高应等困难和复杂的锚杆支护巷道中，可使用小孔径预应力锚索进行加强支护，扩大锚杆支护使用范围，充分发挥锚杆支护经济、快速、安全可靠的优越性。为确定合理的锚索长度，在进行数值模拟时，通过改变锚索长度，研究分析不同锚索长度对巷道围岩变形的影响。根据综合柱状图及岩体特性分析，5#煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩，平均厚度为3.26m，4#煤层平均厚度为1.73m，4#煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，平均厚度为9.14m。根据小孔径预应力锚索进行加强支护原则，需将锚索锚固与上部稳定岩层中。故本设计确定巷道采用8300mm的锚索，直径18.9mm。4.1.4.5 锚索间排距的确定针对巷道锚杆支护参数已经确定：锚杆直径为22mm，长度为2400mm；锚杆间排距800mm×700mm。在此基础上，锚索排距数值模拟方案见表4.7。表4.7为不同锚索排距下的围岩变形量。图4.5为随着锚索间排距的变化围岩变形量的变化趋势。表4.7 巷道锚索排距对围岩变形的影响间排距/mm顶板下沉量/mm底鼓量/mm两帮相对移近量/mm1300*28001371252011300*21001151041801300*140010195173图4.5 巷道锚索间排距对围岩变形的影响由表4.7和图4.5可知，随着锚索间排距的减小，顶板下沉量和两帮移近量减小较大，而底鼓量减小较小。锚索排距由2800mm减小到2100mm时，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量分别减小22mm、21mm和21mm，减小幅度小；而当锚索间排距继续由2100mm减小到1400mm时，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量分别减小14mm、9mm和7mm，减小幅度小。因此，考虑到安全和经济选择锚索间排距为1300*1400mm，每排打三根锚索。4.1.4.6 钢棚棚距的确定为确定合理的钢棚棚距，在进行数值模拟时，通过改变钢棚棚距，研究分析不同棚距对巷道围岩稳定性的影响，进而确定合理的棚距。不同棚距与巷道围岩变形的关系见表4.8，如图4.6所示。表4.8 不同钢棚棚距条件下围岩表面位移钢棚棚距/mm顶板下沉量/mm底鼓量/mm左帮移近量/mm右帮移近量/mm700167.4137.2128.698.5800172.9147.0142.8110.9900189.8159.6150.6120.51000203.2171.1161.2142.31100233.7175.9190.2141.41200244.3181.1219.1186.9图4.6 钢棚棚距对围岩变形的影响由表4.8可知，随着棚距的增大，顶板下沉量、底鼓量、左帮移近量、右帮均不断增大，从图4.6可知，顶板下沉量、底鼓量、两帮移近量在棚距小于800mm时变化不大，在棚距大于900mm时，急剧增加。因此，考虑控制巷道围岩变形，本设计确定棚距为700mm。通过数值模拟比较各方案，以经济有效、方便施工为原则，最终确定位于煤柱下方的1501工作面回采巷道支护方案。4.1.5 煤柱下方顺槽支护设计（1）运输顺槽顶板支护：采用菱形金属网（网孔为50mm×50mm）护顶，钢筋梯子梁组合高强度螺纹钢锚杆支护顶板，锚索补强支护。顶板较破碎时采用单体液压支柱（棚梁中心线打单体液压支柱进行加强支护，间距12m，初撑力不小于额定支护阻力的80%）进行加强支护。钢筋梯子梁由直径为14mm的钢筋焊接而成，具体尺寸如图4.7所示，菱形金属网由10#镀锌铁丝机械编制。螺纹钢锚杆直径为22mm，长度为2400mm，间排距为800mm×700mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360一支），锚杆托盘为蝶形金属托盘，尺寸为150mm×150mm×10mm，配用半球形垫圈。锚索直径为18.9mm，长8300mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360两支），每排3根，间排距1300mm×1400mm，锚索托板为300mm×300mm×16mm的钢板托盘。两帮支护：采用菱形金属网（网孔为50mm×50mm）护帮，钢筋梯字梁组合高强度螺纹钢锚杆支护。螺纹钢锚杆直径为22mm，长度为2400mm，每排4根，间排距为800mm×700mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360一支），锚杆托盘为蝶形金属托板，尺寸为150mm×150mm×10mm，配用半球形垫圈。在特殊地段，如果通过矿压观测发现两帮变形较大，可在两帮补打短锚索。支护方式见图4.7。当顶板围岩破碎、顶板易风化、矿压显现强烈时，对顶板进行喷浆支护，两帮不喷浆。（a）巷道锚杆支护布置图（b）两帮用钢筋梯子梁图（c）顶板用钢筋梯子梁图图4.7 煤柱下方运输顺槽支护布置及钢梁尺寸图（2）回风顺槽顶板支护：采用菱形金属网（网孔为50mm×50mm）护顶，钢筋梯子梁组合高强度螺纹钢锚杆支护顶板，锚索补强支护。顶板较破碎时采用单体液压支柱（棚梁中心线打单体液压支柱进行加强支护，间距12m，初撑力不小于额定支护阻力的80%）进行加强支护。钢筋梯子梁由直径14mm的钢筋焊接而成，菱形金属网由10#镀锌铁丝机械编制。螺纹钢锚杆直径为22mm，长度为2400mm，间排距为800mm×700mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360一支），锚杆托盘为蝶形金属托盘，尺寸为150mm×150mm×10mm，配用半球形垫圈。锚索直径为18.9mm，长度8300mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360两支），每排3根，间排距1300mm×1400mm，锚索托板为300mm×300mm×16mm的钢板托盘。两帮支护：采用菱形金属网（网孔为50mm×50mm）护帮，钢筋梯字梁组合高强度螺纹钢锚杆支护。钢筋梯字梁由直径14mm的钢筋焊接而成。螺纹钢锚杆直径为22mm，长度为2400mm，每排4根，间排距为950mm×700mm，树脂药卷锚固（CK2335一支，K2360一支），锚杆托盘为蝶形金属托板，尺寸为150mm×150mm×10mm，配用半球形垫圈。在特殊地段，如果通过矿压观测发现两帮变形较大，可在两帮补打短锚索。支护方式见图4.8。当巷道围岩破碎、矿压显现强烈时进行喷注浆施工，喷注浆施工参数另行设计。（a）回风顺槽支护布置图（b）回风顺槽两帮用钢筋梯子梁图图4.8 煤柱下方回风顺槽支护布置及钢梁尺寸图4.2 采空区下方顺槽支护技术对于极近距离煤层，位于采空区下方的回采巷道，可以采用的支护方式主要有架棚支护和锚杆支护。当层间距较大时，因与棚式支护相比，锚杆支护有许多优点，所以目前优先采用锚杆支护。当层间距较小时，由于顶板采用传统的树脂锚固锚杆无法在破裂（碎）围岩中或采空区内有效锚固，目前主要采用架棚支护。例如厚煤层分层开采时，层间距相当于零，下分层回采巷道主要采用架棚支护。但是当层间距较小、回采巷道宽度较大时，例如极近距离煤层下分层综采切眼，一般宽度在6.0m以上，采取分断面二次掘进成巷的方式，再考虑安装综采设备时的工序要求及所需的空间，架棚支护的缺点将进一步显现，难以适应这种条件。因此，本着优先采用锚网支护技术的研究思想，本节针对极近距离煤层位于采空区下方的回采巷道顶板结构特点，顶板支护形式采用水力膨胀锚杆支护+架棚支护，帮部采用高强度螺纹钢锚杆+架棚支护；然后结合鑫瑞煤矿1501工作面回采巷道具体的生产地质条件，提出1501工作面回采巷道的支护方案。4.2.1 水力膨胀锚杆支护机理及其特点此处所述水力膨胀锚杆是由外径大于钻孔直径的无缝钢管加工成外径小于钻孔直径的双层异型管状杆体，由端套、异型管杆体、挡圈、注液嘴、托盘等配套组成，直径为28mm，长度为2.4m，注入高压水充分膨胀后，杆体直径可达到4042mm，其结构示意见图，实物如图（a）、（b）、（c）所示。主要技术参数如表4.9所示。1端套 2异型管杆体 3挡圈 4注液嘴 5托盘图4.9 水力膨胀锚杆结构图表4.9 水力膨胀锚杆主要技术参数外径（mm）壁厚（mm）屈服强度（MPa）抗拉强度（MPa）充液压力（MPa）伸长率（%）摩擦阻力（kN）破断力（kN）282.030027530378016098 （a） （b）（c）图4.10 水力膨胀锚杆图水力膨胀锚杆支护机理：（1）全长锚固围岩。将水力膨胀锚杆装入事先钻好的钻孔中，然后注入高压水，当水压超过钢管材料的屈服极限时，无论围岩是软弱破碎岩石还是完整硬岩，杆体都将随着钻孔的几何形状产生永久性塑性膨胀变形，使其牢牢地镶嵌在钻孔围岩中，对围岩产生挤压，使其获得锚固力，从而起到限制围岩沿杆体轴向变形的全长锚固作用，且此作用随围岩变形增加而增强。（2）对破碎围岩挤压加固。注入高压水后锚杆管壁与钻孔围岩紧密镶嵌在一起，沿锚杆全长对钻孔围岩产生了较大的径向压力，起到挤压加固围岩的作用，此作用随着水压增大而增强，从而改善围岩受力状态，这对于松散、破碎围岩的支护尤其重要。（3）对围岩提供预紧力。在加压膨胀过程中，杆体沿轴线一般可收缩14mm ，使托盘对钻孔附近围岩产生预紧力。如将水力膨胀锚杆的托盘贴紧顶板，并使其对顶板产生一定的推力，然后开始注入高压水，待杆体膨胀收缩后，此推力将全部转化为托盘对围岩的预紧力。水力膨胀锚杆的特点：（1）操作方便，能够立即承载。水力膨胀锚杆无需锚固剂，装入钻孔后，注入高压水后立即承载。如果整个钻孔长度范围内岩层比较完整，则整个安装过程将在1min内完成，但是如果钻孔长度范围内岩层比较松软破碎，则安装时需要借助锚杆钻机或者移溜器等工具，整个安装过程一般需要410min。（2）锚杆锚固性能随围岩性质变化不大。由于锚杆管体膨胀后的直径始终大于钻孔直径，所以无论是软弱破碎岩石还是完整硬岩，在注入高压水后都能使锚杆管壁与钻孔围岩紧密镶