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关于大断面区段平巷矿压显现规律及支护技术
引言
随着综采设备的普及，工作面采高出现逐渐增大的趋势，区段平巷的断面也随之增大，使工作面两端区段平巷的矿压显现及支护都呈现出新的特点[1]。
内蒙古某矿通过引进大采高智能化综采配套设备，实现了7#、8#煤合并开采，采高范围为4. 2~4. 5 m。另外，该矿10#煤采高一般为3. 5~4. 2m，区段平巷断面大小都在20 m2左右。随着采高的增加，断面的变大，原有的矿压显现规律以及经验数据已经不能有效指导区段平巷的支护设计。为重新确定较薄厚煤层矿压数据并了解其规律，需对综采工作面采场矿压进一步研究，以便合理选择顺槽支护形式，保证综采工作面正常生产。
1 巷道原有支护工艺及材料和缺陷
12211 工作面轨道顺槽原始设计顶板采用锚杆+Φ14 mm 钢筋托架+Φ17.8 mm 锚索+10#菱形金属网的联合支护方式，顶锚杆采用Φ20×2 400 mm 的螺纹钢锚杆，间、排距1 050×900mm，每根顶锚杆用1 节K2355 和1 节Z2355 树脂药卷端头锚固，经实测锚固长度为1.2 m，顶锚杆的破断力为188.4 kN；同时顶板采用锚索补强，每三排两根，间排距为2100×2700 mm，锚索规格为Φ17. 8×6300 mm，破断力为350 kN，使用2 节K2355 和1 节Z2355 树脂药卷锚固；两帮采用Φ18×2400 mm的螺纹钢锚杆，使用1 节K2355 树脂药卷锚固，间、排距1000×900mm，帮锚杆的破断力为101.7 kN。经计算原有支护强度为：支护强度顶板为0. 379MPa，两帮为0.145MPa。针对2007 年6 月份掘进中出现的问题，认为在使用原有支护工艺及材料上存在以下缺点：
1)端头锚固的工艺锚固力不能满足该顺槽顶帮压力；
2)顶锚索间排距跨度较大，巷道角锚杆应改用角锚索；
3)右帮采用Φ18×2400 mm的螺纹钢锚杆不能满足该顺槽受12209 工作面采空区的挤压。
2 大断面巷道支护技术的研究
2.1 巷道采用强力锚杆、锚索支护工艺及材料
1)强力锚杆、锚索支护材料。顶板采用树脂全长锚固锚杆+钢筋托架组合支护系统，每排再加三根锚索进行补强，角锚杆处使用Φ17. 8×8 000 mm 角锚索。
右帮(紧临12209 采空区)采用在Φ18×2 400mm 螺纹钢锚杆基础上顺巷垂直煤帮打折线形帮锚索(Φ17. 8×6 300 mm)。煤柱采用Φ17. 8×6 300 mm、Φ17. 8×8 000mm、Φ17. 8×25 000mm 打折线形帮锚索。强力锚杆树脂锚固剂型号分别为： Z2360、Z2860、K2335、K2835。
强力锚索树脂锚固剂型号分别为： Z2360、Z2860、K2335、K2835(M25 锚索锚固剂为：XPM 固化剂)。
2)强力锚杆、锚索支护工艺。
a)顶板。锚杆形式和规格：杆体为25#左旋无纵筋螺纹钢，公称直径25 mm，长度2. 4 m，极限拉断力420 kN，屈服力为320 kN，延伸率18%。杆尾螺纹规格M27，采用滚压加工工艺成型。锚固方式：树脂全长锚固，采用3 支锚固剂， 1 支规格为K2835， 2 支规格为Z2860。
钻孔直径为34mm，锚固长度为2 200 mm。托板：采用拱型高强度托板，托板规格为150×150×12 mm。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成15°。网片规格：采用金属网护顶。
锚杆布置：锚杆间距1. 05 m，每排5 根锚杆，排距0. 9 m。锚索：锚索呈五花布置，锚固方式采用3 支锚固剂， 1 支K2355， 2 支Z2355。
锚索托板：采用规格为300×300×16 mm 的钢板。
b)两帮支护。锚杆形式和规格：杆体为18#左旋无纵筋螺纹钢，长度2. 4 m，杆尾螺纹为M20。
锚固方式：树脂全长锚固，采用两支锚固剂， 1 支规格为K2335，另1 支规格为Z2360。
钻孔直径为28mm，锚固长度为1200 mm。
锚杆角度：靠近顶底板的巷帮锚杆安设角度为与水平线成10°。
网片规格：采用塑料网护帮。
锚杆布置：锚杆排距0. 9 m，间距1. 0 m，每排3 根锚杆。
帮锚索：顺巷垂直煤帮打设成折线形，使用Φ17. 8? 300 mm 钢绞线锚索(12211 轨道顺槽强力锚杆支护材料清单见表1)。
c)煤体支护。
3#~5#、8#~10#横贯：
锚索形式和规格：顺巷垂直煤帮打设成折线形，使用Φ17. 8×8000 mm 钢绞线锚索。
锚固方式：树脂全长锚固，采用3 支锚固剂， 2 支规格为K2335，另1 支规格为Z2355。
6#~8#横贯：
锚索形式和规格：顺巷垂直煤帮打设成折线形，使用Φ17. 8×25000 mm 钢绞线锚索。
锚固方式：XPM 水泥固化浆全长锚固。
2.2 应用情况及措施
通过使用强力锚杆、锚索，具体情况如下：
1)强力锚杆支护强度为：顶板0.47 MPa，两帮0.195 MPa。与原有支护相比，顶板支护强度增加0. 038MPa，两帮支护增加0. 05 MPa，提高了锚杆的组合作用和护顶护帮能力，增加了围岩的稳定性[6]。
2)对强力锚杆实施全长锚固，使煤体固为一体，提高锚固系统整体强度与刚度，增加锚固区抵抗变形的能力；同时提高了锚杆抗剪切力和抗压能力。
3)使用风动扳手紧固锚杆，大幅度提高锚杆的预紧力，提高了锚杆控制围岩的早期扩容与离层的能力，最大限度地保持锚固煤岩体的完整性和承载能力，避免了围岩产生较大的变形。
4)减少了巷道的二次维护量及材料成本。
3 大采高工作面采动影响范围研究
在多条巷道布置方式中，采面相邻的煤巷一般要经过掘巷、超前压力、滞后压力和二次采动等影响，影响强度与地质条件、煤柱宽度和开采技术等因素[7]。通过对已采的12209、12210 工作面和正在回采的12211 工作面采动影响程度分析，发现工作面的超前压力较小，但滞后压力较大。巷道表面变形有如下趋势。在工作面前方，巷道底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量都很小，分别占整个变形量的3. 2%、30%和1. 5%；工作面后方根据巷道变形程度可划分为3 个区， 0~200 m 为变形加剧区，巷道底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量急剧增大，分别占整个变形量的82%、63. 6%和90%； 200~300 m 为变形趋缓区，三量分别占10. 7%、6%和5%； 300 m 以后为变形稳定区，巷道表面变形基本趋于稳定，此阶段巷道三量分别占4. 1%、0. 4%和3. 5%。
4 结论
1)大采高工作面有较明显的周期来压现象，由于受到采场上覆岩层结构、强度、推进速度和地质构造影响，来压步距离散性较大，一般为10~25 m，动载系数为1. 98~2. 57 m。
2)及时支护和加快推进速度对防治煤壁片帮和冒顶，可收到良好效果。
3)当采面已发生冒顶时，可采取降低采高的方法处理，减少片帮，不宜留顶煤，但宜丢底煤。原因是老顶周期来压时，所留顶煤会被压碎，扩大冒顶程度。
4)大采高采动影响范围与采高成正比，动压区巷道表面位移一般分为3 个区段(加剧区、趋缓区和稳定区)，当工作面推过300 m，邻巷表面位移才趋于稳定。
5)煤巷采用强力锚杆、锚索全长锚固支护的方法是全锚支护工艺的改进，也是综掘单进水平的前提条件，更是矿井安全生产的有力保障。
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[参考文献] (References)
[1] 窦林名. 煤矿围岩控制与监测[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，2007.
[2] 高木福. 坚硬顶板处理步距的数值模拟[J]. 辽宁工程技术大学学报, 2006.10.
[3] 刘鹏. 基岩分层厚度对老顶初次来压步距影响的数值模拟分析[J]. 西北煤炭, 2007.06.
[4] 陆士良,汤雷,锚杆锚固力与锚固技术[M]. 北京:煤炭工业出版社,1998.
[5] 袁和生,煤矿巷道锚杆支护技术[M]. 北京,煤炭工业出版社,1997.
[6] 侯朝炯等,煤巷锚杆支护技术[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,1999.
[7] 徐永圻等,采矿学[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,1999.
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