CN105825018A - 煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法，首先计算上部煤层开采过程中引起的底板损伤深度和屈服比；然后对近距离煤层顶板分类；根据顶板分类选择支护方式；最后设计高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构。本发明采用高预紧力高强锚杆支护可以有效地阻止顶板岩层松散冒落，可将己受到上部煤层开采影响、完整性受到一定破坏程度的上部煤层或为煤层开采后垮落的应力降低区岩层加固成一个完整的组合梁，再通过锚索槽钢梁的悬吊作用，使下部煤层开采过程中顶板结构变化较小，避免出现较大的矿山压力，保证下部煤层巷道的完整性。

Description

煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法

技术领域

本发明涉及采矿技术领域。

背景技术

由于煤层赋存条件的差异，不同煤田的可采煤层层数可从一层到数十层，层间距离大小也差异较大，一般层间距离小于6米的视为近距离煤层，煤层层间距的不同，相互间的开采影响程度差别很大。当煤层的层间距较大时，上部煤层开采后对下部煤层的开采影响程度很小，其下部煤层的开采方法和矿山压力显现规律一般不受上部煤层的开采影响。但随着煤层间距的减小，上下煤层间开采的相互影响程度会逐渐增大，特别是当煤层间距很近时，下部煤层开采前其顶板己受到上部煤层开采损伤影响而完整性受到一定程度的破坏，此时的上部煤层或为煤层开采后垮落的岩石(应力降低区)或为残留的区段煤柱(应力集中区)，会导致下部煤层开采过程中顶板结构和应力环境发生重大变化，从而使下部煤层开采过程中与以往单一煤层开采情况相比出现了较为复杂的矿山压力及矿山压力显现特征。对于近距离下部煤层的巷道布置***和巷道支护方式的选择带来一定困难。

在某些情况(如可采煤层位于矿井主要含水层附近时)下，上部煤层开采后可能导致采空区大量积水，对下部煤层巷道支护方式及开采方法选择也会带来严重的不良影响，如果处置不好会对下部煤层开采尤其是巷道支护造成不安全隐患。

而现有单一煤层或大间距煤层开采的顶板岩层控制理论和经验，不能很好地解释近距离煤层条件下的矿压现象原理及控制机理。目前，我国煤巷支护大部分采用锚杆类支护结构，如锚杆、锚网、锚带等。但锚杆类支护结构、支护参数等设计取决于地质采矿条件。目前的支护结构、支护参数设计还不能满足在极近距离煤层开采的过程中的煤巷顶板状态的特殊性，很难保证巷道的完整性，大多都受到不同程度的破坏，影响正常生产。

发明内容

本发明的目的是针对煤矿采空区下近距离煤巷的顶板结构、应力环境和矿山压力显现特征，提出一种新的煤巷支护结构及支护参数设计方法。

一种煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法，其特征在于，步骤如下：

第一步，计算上部煤层开采过程中引起的底板损伤深度h_σ

根据滑移线场理论，因支承压力影响而形成的底板屈服破坏深度h为：

式中

由得：

即：

由式(3-1)至式(3-5)可求得，底板岩层的最大破坏深度h_max为：

根据极限平衡理论计算的煤壁塑性区宽度x₀为：

由式(3-6)、式(3-7)确定的上部煤层开采时底板岩层最大屈服破坏深度h_max即底板损伤深度h_σ，为：

上述式中，M—上部煤层开采厚度，单位m；

k—应力集中系数，取3.0；

γ—采场上覆岩层的平均容重，kg/m³；

H—煤层埋藏深度，m；

C—煤体的内聚力，MPa；

—煤体的内摩擦角度值；

f—煤层与顶底板接触面的摩擦系数f＝tanφ；

ξ—三轴应力系数

—底板岩层内摩擦角度值；

第二步，计算屈服比ψ

当岩层中的应力强度达到或超过岩层的屈服极限时，会产生大量次生裂隙，屈服比描述的是上部煤层开采后屈服区在底板岩层中所占的比例；屈服比ψ用以下公式表示：即上部煤层开采引起的底板岩层损伤深度h_σ与之比；

$\mathrm{\ψ}=\frac{h_{\mathrm{\σ}}}{h_j}---(3-9)$

式中h_σ为底板岩层损伤深度，由式(3-8)计算得到；h_j为上下煤层间岩层厚度或煤层的层间距离；

第三步，对近距离煤层顶板分类

当两煤层之间的岩层厚度即层间距h_j≤0.5m时，按夹矸煤层处理，可把上下两煤层视为同一煤层开采；

当煤层的层间距离h_j小于公式(3-8)的计算值h_σ时，视为破碎顶板；

当下部煤层顶板的ψ≥1，说明上部煤层开采后下部煤层顶板己经完全损伤破坏，此类顶板称为破碎顶板；

当下部煤层顶板的且顶板厚度满足h_j≥1.5m时，说明上部煤层开采后下部煤层顶板尚未完全损伤破坏，顶板内部具有稳定区域，此类顶板称为块裂顶板；

第四步，选择支护方式

1、破碎顶板的支护方式

由于该类顶板完整性遭到严重破坏，支护过程中没有稳定的层位或者稳定的区域，无法锚索支护，所以巷道顶板只能采用传统的架棚方式进行支护；

2、块裂顶板的支护方式

此类巷道顶板采用高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构支护方式；

第五步，设计高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构

高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构设计如下：

煤巷的顶板和两帮采用高强高预紧力锚杆支护，通过高强高预紧力锚杆将巷道顶煤以及顶板岩层加固成一个完整的组合梁；在煤巷每个支护断面的顶板上还布置有横向的托梁和两根以上的锚索，通过锚索将托梁拉紧，从而将由高强高预紧力锚杆加固而成的组合梁悬吊住；上述的高强高预紧力锚杆安装在顶板时，采用直径20mm矿用高强螺纹钢，锚杆长度至少大于底板损伤深度h_σ加两块树脂锚固剂的长度，且不低于2400mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力60KN以上；上述的高强高预紧力锚杆安装在两帮时，采用直径180mm的矿用高强螺纹钢，锚杆长度大于2000mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力40KN以上；要求锚杆间距和排距均为800-1000mm；上述的锚索采用矿用笼型锚索，锚索直径17-18mm，锚索安装深度应靠近上部煤层采空区的底部，且至少为4500mm，最大破断力＞353KN；上述的托梁采用11#槽钢，长度2200mm；要求托梁每隔两排锚杆布置一根。

按照传统的锚杆安装方法，孔底采用两块防水型树脂锚固剂，锚杆孔口采用300×300×12mm高强弧形托盘；安装锚索时孔底采用四块防水型树脂锚固剂，托梁上的锚索托盘采用100×100×10mm的平托盘。

这种高强预紧力锚杆+锚索槽钢梁支护结构的积极效果是，由于上部采空区的存在，采用长锚索悬吊方式在此特殊地质条件下是不可能实现的，因此，采用高预紧力锚杆可有效地提高围岩的残余强度，充分发挥围岩自身的承载能力。锚杆与其锚固范围内的锚固体构成一种锚固支护体，在锚杆的约束与抗剪作用下，使塑性破坏后易于松动的煤岩体形成具有一定承载能力并可适应围岩变形的锚杆平衡拱，从而提高顶板的整体性，防止顶板松散冒落。从巷道纵向看，锚杆支护形成的锚固平衡拱是掘进工作面空顶区上方顶板自稳的基础。因此，采用高预紧力高强锚杆支护可以有效地阻止顶板岩层松散冒落，可将己受到上部煤层开采影响、完整性受到一定破坏程度的上部煤层或为煤层开采后垮落的应力降低区岩层加固成一个完整的组合梁，再通过锚索槽钢梁的悬吊作用，使下部煤层开采过程中顶板结构变化较小，避免出现较大的矿山压力，保证下部煤层巷道的完整性。

附图说明

图1是实施例的支护结构断面图；

图2是实施例的顶板支护结构平面图；

图3是因支承压力影响而形成的底板屈服破坏深度示意图。

图例说明，1-两帮锚杆，2-帮部钢带，3-托梁，4-顶部锚杆，5-锚索，6-顶部钢带，7-高强弧形托盘，Ⅰ-主动极限区，Ⅱ-过度极限区，Ⅲ-被动极限区。

具体实施方式

一种煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法，其步骤如发明内容所述，其中图3还示出了因支承压力影响而形成的底板屈服破坏深度计算原理，供第一步计算底板损伤深度h_σ时参考。

下面以团柏煤矿11#煤层101工作面巷道为例，进一步说明实施例。

团柏煤矿11-101工作面位于下组煤(太原组)首采区右翼，周围均为实体煤，上部为10#煤层采空区，其11#煤层上距10#煤层采空区间距平均5.4m，11-101工作面煤层埋藏深度＝340m；，煤层厚3.1～3.3m，平均3.2m，煤层倾角2～6°，平均4°；煤体的内摩擦角底板岩层内摩擦角度；煤体的内聚力＝3.01MPa；11#煤层顶板(亦即10#煤层底板)为平均5.4m的粉砂岩，平均容重γ＝2500kg/m³；再上部为10#煤层采空区。

10#煤层煤层开采厚度＝M2.7m，已开采完毕，其直接顶为2.2m的粉砂岩和1.10m的9煤层，其中粉砂岩为粉砂质结构，中—薄层状构造，矿物以石英为主，层面可见泥岩成分，具裂隙，裂隙呈半充填；其老顶为9.65m的K2灰岩，深灰色，块状，坚硬，裂隙中充填方解石脉，中部为0.4m泥岩，11#煤层底板为1.50m的铝质泥岩和1.5m的泥灰岩。

因上述11#煤层101工作面距10#煤层采空区间距h_j平均5.4m，属于采空区下近距离煤的开采，应按照本发明的“煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法”进行支护结构的设计。

根据发明内容所述第一步，计算得到上部煤层开采过程中底板损伤深度h_σ＝0.7m。根据发明内容第二步，计算屈服比ψ＝0.156。根据第三步，确定11#煤层煤巷顶板为块裂顶板。根据第四步，确定采用锚索类支护，尤其选用高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁支护结构。

根据第五步进行高预紧力高强锚杆和锚索钢梁的支护结构参数设计。如图1、图2所示，高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁支护结构和支护参数设计如下：

煤巷的顶板采用高强高预紧力锚杆4支护，两帮采用高强高预紧力锚杆1支护，通过高强高预紧力锚杆4将巷道顶煤以及顶板岩层加固成一个完整的组合梁；在煤巷每个支护断面的顶板上还布置有横向的托梁3和三根锚索5，通过锚索5将托梁3拉紧，从而将由高强高预紧力锚杆加固而成的组合梁悬吊住；上述的高强高预紧力锚杆4，采用直径20mm矿用高强螺纹钢，锚杆长度至少大于底板损伤深度700mm加两块树脂锚固剂的长度600mm，所以选2400mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力60KN以上；上述的高强高预紧力锚杆1，采用直径180mm的矿用高强螺纹钢，锚杆长度大于2000mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力40KN以上；要求锚杆间距和排距均为800-1000mm；上述的锚索5采用矿用笼型锚索，锚索直径18mm，锚索5安装深度应靠近上部煤层采空区的底部，为4500mm，最大破断力＞353KN；上述的托梁3采用11#槽钢，长度2200mm；要求托梁3每隔两排锚杆4布置一根。

按照传统的锚杆安装方法，孔底采用两块防水型树脂锚固剂，锚杆孔口采用300×300×12mm高强弧形托盘；安装锚索时孔底采用四块防水型树脂锚固剂，托梁上的锚索托盘采用100×100×10mm的平托盘。

图中还显示实施例的锚杆类支护采用的是锚带支护，两帮设有帮部钢带2。

Claims (1)

1.一种煤矿采空区下近距离煤巷支护结构及支护参数设计方法，其特征在于，步骤如下：

第一步，计算上部煤层开采过程中引起的底板损伤深度h_σ

根据滑移线场理论，因支承压力影响而形成的底板屈服破坏深度h为：

式中

由得：

即：

由式(3-1)至式(3-5)可求得，底板岩层的最大破坏深度h_max为：

根据极限平衡理论计算的煤壁塑性区宽度x₀为：

由式(3-6)、式(3-7)确定的上部煤层开采时底板岩层最大屈服破坏深度h_max即底板损伤深度h_σ，为：

上述式中，M—上部煤层开采厚度，单位m；

k—应力集中系数，取3.0；

γ—采场上覆岩层的平均容重，kg/m³；

H—煤层埋藏深度，m；

C—煤体的内聚力，MPa；

—煤体的内摩擦角度值；

f—煤层与顶底板接触面的摩擦系数

ξ—三轴应力系数

—底板岩层内摩擦角度值；

第二步，计算屈服比ψ

当岩层中的应力强度达到或超过岩层的屈服极限时，会产生大量次生裂隙，屈服比描述的是上部煤层开采后屈服区在底板岩层中所占的比例；屈服比ψ用以下公式表示：即上部煤层开采引起的底板岩层损伤深度h_σ与之比；

$\mathrm{\ψ}=\frac{h_{\mathrm{\σ}}}{h_j}---(3-9)$

式中h_σ为底板岩层损伤深度，由式(3-8)计算得到；h_j为上下煤层间岩层厚度或煤层的层间距离；

第三步，对近距离煤层顶板分类

当两煤层之间的岩层厚度即层间距h_j≤0.5m时，按夹矸煤层处理，可把上下两煤层视为同一煤层开采；

当煤层的层间距离h_j小于公式(3-8)的计算值h_σ时，视为破碎顶板；

当下部煤层顶板的ψ≥1，说明上部煤层开采后下部煤层顶板己经完全损伤破坏，此类顶板称为破碎顶板；

当下部煤层顶板的且顶板厚度满足h_j≥1.5m时，说明上部煤层开采后下部煤层顶板尚未完全损伤破坏，顶板内部具有稳定区域，此类顶板称为块裂顶板；

第四步，选择支护方式

1、破碎顶板的支护方式

由于该类顶板完整性遭到严重破坏，支护过程中没有稳定的层位或者稳定的区域，无法锚索支护，所以巷道顶板只能采用传统的架棚方式进行支护；

2、块裂顶板的支护方式

此类巷道顶板采用高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构支护方式；

第五步，设计高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构

高预紧力高强锚杆配合锚索钢梁结构设计如下：

煤巷的顶板和两帮采用高强高预紧力锚杆支护，通过高强高预紧力锚杆将巷道顶煤以及顶板岩层加固成一个完整的组合梁；在煤巷每个支护断面的顶板上还布置有横向的托梁和两根以上的锚索，通过锚索将托梁拉紧，从而将由高强高预紧力锚杆加固而成的组合梁悬吊住；

上述的高强高预紧力锚杆安装在顶板时，采用直径20mm矿用高强螺纹钢，锚杆长度至少大于底板损伤深度h_σ加两块树脂锚固剂的长度，且不低于2400mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力60KN以上；

上述的高强高预紧力锚杆安装在两帮时，采用直径180mm的矿用高强螺纹钢，锚杆长度大于2000mm，要求其屈服强度＞500MPa，抗拉强度＞650MPa，锚杆施加预紧力40KN以上；要求锚杆间距和排距均为800-1000mm；

上述的锚索采用矿用笼型锚索，锚索直径17-18mm，锚索安装深度应靠近上部煤层采空区的底部，且至少为4500mm，最大破断力＞353KN；

上述的托梁采用11#槽钢，长度2200mm；要求托梁每隔两排锚杆布置一根。