1、江西煤炭科技2023年第1期摘要：以目标矿9 2 0 2工作面的地质资料为背景，运用理论分析、现场监测等手段对工作面煤柱帮的应力场分布、基本顶破断特性进行了系统研究，得出结论如下：构建了内外应力场、基本顶断裂位置、钻屑量分布规律相统一的理论模型；通过现场实测钻孔钻进过程中钻屑量的两个低值区分别为1 2m段、4 7m段，高值区分别为2 4m段、7 1 0m段，基本顶破断位置位于7m位置；基于锚杆内外应力场的分布规律，提出了煤帮补强支护设计方案，在整个监测周期内两帮累计移近量为12 0 0mm，巷道变形整体可控，新支护体系适应性较强。关键词：巷帮支护；侧向支承压力；钻屑量；基本顶断裂位置中图分类号
2、：TD3 2 2+.2；TD3 5 3+.6文献标识码：A文章编号：1 0 0 6-2 5 7 2（2 0 2 3）0 1-0 0 1 3-0 3Study on Laneways Side Support Technology Based on Distribution Laws of Horizontal Support PressureWang Hongwei(Shanxi Xinyuan Coal Co.,Ltd.,Jinzhong,Shanxi 045400)Abstract:Taking the geological data of 9202 working face of the
3、 target mine as background,the paper systematically studies thestress field distribution and basic roof breaking characteristics of the coal pillar wall in the working face by means of theoreticalanalysis and on-site monitoring,puts forward the design scheme of supplement support for coal wall,and d
4、etermines thecumulative displacement of the two sides is 1 200 mm in the whole monitoring period,which proves that the roadway deformationis controllable as a whole and the new support system has strong adaptability.Key words:laneways side support;horizontal support pressure;value of drilling cuttin
5、gs weight;essential roof fault position基于侧向支承压力分布规律的巷帮支护技术研究王宏伟（山西新元煤炭有限责任公司，山西晋中0 4 5 4 0 0）近年来以“沿空掘巷”为代表的无煤柱成巷技术被大规模运用，与过去宽煤柱护巷体系相比，此条件下的巷道一般因煤柱宽度较小，巷道两帮往往会呈现出明显的大变形特性。众多学者1-6对沿空掘巷的围岩变形机理及关键控制技术进行了较为系统的研究，但是受监测手段的限制，不同矿井不同巷道条件下在内外应力场分布规律的准确判定上较为困难，造成巷帮支护参数缺乏科学有效的依据。以目标矿9 2 0 2工作面的地质资料为背景，建立钻屑量、内外应
6、力场分布形态、基本顶断裂位置三者统一的理论评估模型，并提出针对该巷道的巷帮变形协同控制方案。1基本顶断裂位置快速评估模型建立1.1侧向支承压力影响区煤体受力特征采掘活动会破坏原岩应力状态，引起工作面前方及侧向煤柱体内应力的重新分布。侧向支承压力分布主要受基本顶破断、失稳过程的影响，在学术界将基本顶断裂线以里区域称为内应力场、断裂线以外区域称为外应力场。根据煤柱体受力状态的不同又可将外应力场进一步细化为弹性带和塑性带，如图1所示。（1）受上区段工作面回采活动及掘进扰动影响，内应力场煤柱体内裂隙发育明显，强度和承载能力被大幅弱化，若帮部支护体预应力不足，容易发生大范围的帮鼓及失稳现象。该范围内煤柱
7、体主要受基本顶和部分直接顶岩层的荷载。（2）外应力场中部煤体在侧向峰值应力的作用下强度会明显削弱，但由于邻近工作面尚未开采，基本顶尚处于稳定阶段，并未发生明显的回转下沉，所以该段煤体所处应力环境要整体优于内应力场。在外应力场中邻近巷帮一侧的煤体，受采掘扰动影响，煤体往往已发生明显的塑性变形，并有大量的非贯通伴生裂隙。在外应力场邻近待采工作面一侧的煤柱体，以弹性受力状态为主，煤柱体内部原生裂隙发育。1.2钻屑量与围岩应力的关系钻机在钻进过程中会产生煤粉，在钻机参数一定的情况下，钻屑量主要受煤体受力状态的影响，围岩应力越大、岩体破碎程度愈高，对应钻进1 3江西煤炭科技2023年第1期图3综采面巷帮
8、不同深度钻屑量实测曲线过程中钻屑量也就越多，所以可以根据煤柱体内，不同深度钻屑量的产出情况，去反演沿空掘巷巷道的应力分布规律及上区段工作面回采后老顶的破断位置，如图1所示。图1巷道侧向支承压力分布与钻孔煤粉含量之间对照关系理论模型1.3钻屑量与基本顶断裂位置的关系根据煤柱体内侧向支承压力的分布规律，钻杆钻进过程中会依次经历内应力场应力升高区、内应力场峰值应力区、外应力场应力降低区、外应力场应力升高区、外应力场峰值应力区、外应力场应力降低区、外应力场原岩应力降低区多个区划，如图1所示。在内应力场中煤体受重复采动叠加影响，塑性区发育范围明显。外应力场应力升高区煤体呈明显的塑性特性，峰值区至待采工作
9、面段为弹性区，所以钻孔在从内应力场向外应力场钻进过程中应力逐渐升高、煤体的完整性逐渐转好。特别需要说明的是，内外应力场分界处存在以一明显的峰谷低值区，造成这一现象的主要原因是基本顶在该位置断裂，邻近采空区一侧煤体承载能力降低，应力峰值点向煤柱深部转移，形成了以基本顶断裂位置为分界的内外两个不同的应力场，所以在钻进过程中 钻屑量呈“高-低-高”分布形态的低谷区即为基本顶断裂位置。2模型现场验证2.1钻孔布设及钻屑量测定要求9 2 0 2工 作 面 长 度2 4 0m，可 采 推 进 长 度24 5 0m，9 2 0 1回风巷与9 2 0 2进风巷为双巷掘进，该工作面回采期间邻近的9 2 0 1工
10、作面已回采完毕。在9 2 0 2进风巷实体煤柱帮进行钻屑量测定，本次共施工7个钻孔。试验采用手持式风动钻机施工钻孔，单根麻花钻杆长度为1m，每两根钻杆之间采用插销进行连接，端部钻头直径4 5mm，为保证钻进期间的煤粉能够有效排出，单孔最大深度为1 0m，如图2所示。区段煤柱开孔位置距底板1.5m，钻孔施工方向与煤层倾角一致，每钻进1m将收集的煤粉用高精度电子秤及时测量统计。图2钻孔布设2.2不同深度钻屑量变化规律由图3可知钻屑量随着钻进深度的不同呈现出明显的阶段性。在1 2m孔深处，钻屑量值偏低，平均仅为0.9 8 1.3 1k g/m，主要原因是该段处于内应力场的应力降低区，在锚杆、锚索的协
11、同作用下煤体受力状态较好。在2 4m孔深处，各钻孔钻屑量迅速递增，此区域是整个钻孔钻进过程中钻屑量的第一个峰值区，平均值为1.3 1.7k g/m，主要原因是该段位于内应力场的峰值应力影响区，煤柱体内裂隙发育，钻进过程中煤体解压后周围破碎区内煤体扩容形成的煤粉会进入钻孔内，造成煤钻屑量较大。在4 7m孔深处，各钻孔的钻屑量呈逐渐递减趋势，以3#钻孔、4#钻孔为例煤粉外排量分别减少4 6.6%、3 8.4%。且在整个钻进周期内该段煤粉量的综合平均值为1.5 1k g/m，均低于2 4m段的1.5 3k g/m以及7 1 0m段的1.6 7k g/m，所以结合钻屑量、内外应力场分布、基本顶破断特征
12、三者之间的关系，可判定基本顶断裂位置位于7m附近。在1 0m终孔位置，钻屑量平均值为2.1 6k g/m，此位置是整个钻孔覆盖范围内钻屑量最高的区域，主要原因是该区段为外应力场的应力升高区，钻孔深度/m1 4江西煤炭科技2023年第1期加之受锚杆、锚索支护体的反向约束作用较弱，所以钻孔形成后周围煤体会在高围压的作用下迅速由弹性状态转变为塑性状态，甚至出现压钻等强矿压显现情况，导致钻屑量增大。3支护体系优化及效果评价3.1支护体系优化设计根据钻孔钻进期间钻屑量的变化规律可知，该巷道帮部松动圈的影响半径达4m，因此帮部支护体系应优先选择高强度、高预紧力特性的锚杆，加固松动区岩体，减少帮部的剪切扩容
13、变形，因此，在帮部每排施工4根2 2mm24 0 0mm锚杆，锚杆采用MG5 0 0型材质制造而成，锚杆预紧力按杆体屈服载荷的6 0%设计，不低于1 1 5kN。帮锚索能够将浅部锚杆结构体压实形成的稳定承载单元与深部完整性较好的煤体连成一体，从而充分调动煤柱体的自承载能力，降低重复采动影响下帮部的水平位移，为保证锚索结构单元的补强支护作用能够充分发挥，锚索长度需大于内应力场的分布宽度（7m），因此，在帮部布置3根2 1.8mm72 0 0mm的锚索，预紧力不低于3 3 0kN，帮锚索之间采用钢筋梯子梁纵向连接，以提高锚索支护体协同抗变形能力，同时有效消抑制帮部网包的形成，如图4所示。图4巷道支
14、护断面3.2应用效果评价为科学评估支护体系的现场应用效果，采用十字布点法对工作面推进过程中9 2 0 2进风巷两帮的位移量进行监测，如图5所示在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向施工直径2 8mm、深4 0 0mm的钻孔，将直径3 0mm、长4 0 0mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉，底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔0.6 1.0m。观测方法为：在C、D之间拉紧测绳，A、B之间拉紧钢卷尺，测读A O、A B值；在A、B之间拉紧测绳，C、D之间拉紧钢卷尺，测读C O、C D值，测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm。监测断面设置在超前工作面1 0 0m
15、的位置。图5十字布点法由图6可知，巷道两帮的位移量随着与回采工作面相对位置关系的不同呈现出明显的阶段特性。当监测断面与回采工作面的距离为1 0 2 9 3m时，受采动影响较小，两帮位移量基本接近于0。当工作面推进到距监测断面7 0m位置时，监测断面逐步进入超前支承压力的影响区，区段煤柱侧及实体煤侧巷道位移量开始缓慢递增，分别达到6 3.2mm、5.3mm。区段煤柱侧的位移量大于实体煤柱侧的位移量，主要原因是区段煤柱邻近采空区，受已采工作面老顶岩层失稳、破断、触底等运动过程的影响较大，煤柱体内塑性区发育范围较大，在本工作面二次采动的叠加影响下，往往会表现出大变形特性。在工作面推进到3 3.3m时
16、，帮部位移量递增速率增大，在整个监测周期内，两帮累计移近量为12 0 0mm，其中采帮3 8 9.4mm、区段煤柱帮8 1 0.6mm。两帮累计变形量占巷道设计宽度的图6回采工作面推进过程中巷道两帮位移曲线测点距采线距离/m（下转1 8页）1 5江西煤炭科技2023年第1期别是小于10 m后，位移显著增大，但总体的位移形变量控制较好。（2）采面液压支架受力分析对1 1 0 1工作面液压支架进行监测，监测回采过程中液压支架平均压力变化情况，如图7所示。工作面距离空巷距离/m图7采面距空巷不同距离液压支架压力如图7所示，当工作面距空巷距离大于4 0m时，平均工作阻力约为3 4.3M P a。当工作面距空巷距离为2 0 4 0m时，支架阻力增大。液压支架阻力最大达到3 9M P a，压力总体变化不大。工作面继续推采液压支架压力恢复到正常值，说明充填巷效果好。5结论1）运用无机材料充填通过空巷技术可以保持空巷围岩结构的稳定，无机材料充填体可以有效控制巷道的位移形变。2）无机材料凝结的凝结固体拥有较好的承载强度，可以支撑顶板，对围岩有良好的支撑效果。参考文献：1 穆三奴，赵涛，胡鑫印.充填技术在
