大断面煤巷中空注浆锚索加固技术应用研究_郝青山.pdf

大断面煤巷中空注浆锚索加固技术应用研究 郝 青 山 （霍州煤电集团辛置煤矿 ，山西 霍州 031412 ） 摘要 辛置煤矿 2- 208 运输巷掘进期间围岩出现明显的失稳变形现象， 通过矿压监测、 数值模拟及 理论分析等方法， 探究巷道围岩的破坏情况和机理， 提出采用中空锚索注浆进行加强支护， 确定合理 的注浆压力为 3～5MPa， 设计锚网索 注浆支护技术的具体方案， 应用期间进行围岩位移监测， 结果 表明，巷道掘进期间围岩最大位移量保持在 100mm 以下，工作面回采期间，顶底板最大移近量为 378～519mm， 两帮最大移近量为 450～750mm， 围岩整体稳定， 巷道断面基本满足工作面生产要求。 关键词 大断面 ； 数值模拟 ； 注浆加固 ； 煤巷支护 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 03- 0042- 04 Research on Application of Hollow Grouting Anchorage Cable Reinforcement Technology in Large Cross Section Coal Roadway HAO Qingshan （Huozhou Coal and Electric Group Xinzhi Coal ，Shanxi Huozhou 031412 ） Abstract During the excavation ofthe 2- 208 transportation lane in Xinzhi Coal Mine, the surrounding rock exhibited obvious instability and deation. Through the s of underground pressure monitoring, numerical simulation and theoretical analysis, the damage condition and mechanism ofthe surrounding rock in the roadway were explored. Strengthen the support, determine the reasonable grouting pressure is 3 ～ 5MPa, design the specific plan ofanchor mesh cable groutingsupport technology, monitor the displacement ofthe surroundingrock during the application, and the results show that the maximum displacement of the surrounding rock during the tunneling is maintained Below 100mm, duringthe miningface, the maximum approach ofthe top and bottomplates is 378 ～ 519mm, the maximum approach ofthe two sides is 450 ～ 750mm, the surrounding rock is stable overall, and the section of the roadway basically meets the production requirements of the workingface. Keywords Large section ; numerical simulation ; groutingreinforcement ; coal roadwaysupport 1工程概况 山西焦煤集团公司辛置煤矿的 2- 208 综采工 作面可采走向长度 1562m， 倾向长度 180.5m， 实体 长 176m， 地表位于洪洞县境内， 上跑蹄村南部平垣 地带，北面距上跑蹄村约 510m，东面距仇池村约 950m， 西南面距焦家垣村约 1600m， 西面距南沟村 约 1500m。工作面沿顶底板割煤，煤层厚度 3.8～ 4.3m，均厚 4.1m， 2- 208 工作面内煤层整体为单斜 构造， 西北高东南低， 工作面煤层整体坡度较平缓， 工作面煤层倾角平均 4，夹矸岩性多为含炭质泥 岩或泥岩， 有时为泥质砂岩， 工作面顶底板岩性特 征详见表 1。1226 工作面运输巷采用沿空掘巷的方 式进行施工， 为保证巷道的稳定性展开其围岩控制 方案的研究。 2巷道围岩稳定性模拟研究 2.12- 208 运输巷原有支护方案 辛置煤矿 2- 208 运输巷沿 2- 216 采空区沿空 掘巷， 设计断面均为 4.63.0m 矩形断面， 巷道沿底 掘进，煤柱留设宽度为 15m。顶板采用 Φ20 2400mm 左旋高强锚杆， 排间距 7001000mm， 配合 1 根长 4.2m 的钢筋梯子梁进行支护， 每根锚杆采用 CK2360 和 Z2388 树脂药卷各一支，锚索为规格 Φ17.86300mm 的钢绞线，“二一二” 布置， 两根时 排间距为 30001400mm， 一根时在正中布置， 每孔 选用 2 条 Z2388 树脂锚固剂， 顶部采用冷拔网和菱 形网双层布置； 帮部每排每帮 4 根， 排间距为 700 900mm， 每孔选用 1 条 Z2388 树脂锚固剂,配合一根 2.7m 钢筋梯子梁， 全断面铺设 12 铁丝菱形网。 表 1顶底板岩性特征 2.2围岩变形破坏规律模拟分析 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 顶底板名称岩石名称厚度 （m ）岩性特征 老 顶K8 中细砂岩 6.0～8.2 7.2 灰白色, 厚层状， 分选中等， 坚硬。 直接顶砂质泥岩 0～7.5 3.0 薄层状，层面含丰富植物化石， 下 部为泥岩， 局部相变为砂岩。 直接底泥岩 4.0～6.5 4.5 灰黑色， 厚层状， 半坚硬。 老 底中砂岩 4.0～7.8 6.5 灰白色， 中厚层状， 分选中等， 坚硬。 42 ChaoXing 2- 208 运输巷掘进初期， 锚网索支护完成以后， 顶板快速下沉， 煤柱帮内移严重， 支护效果很差。为 掌握 2- 208 运输巷深部围岩变形特征， 提出更为合 理有效的围岩控制方法， 采用 FLAC3D 数值软件模 拟沿空巷道的掘进[1～2]， 根据 2- 208 工作面顶底板岩 层的综合柱状图及实验室物理力学实验结果对各 个岩层进行赋值， 采用摩尔 - 库伦本构模型， 依照 工作面实际面积，建立模型尺寸 （长宽高） 50020080m， 三维数值模型如图 1 （a ） 所示。为 使模型更加接近实际情况， 对模型左右和前后边界 的水平位移进行限制， 下部边界 X、 Y、 Z 轴的位移均 限制为零，顶部边界施加 7.25MPa 的垂直应力， 三 维模型的边界条件的如图 1 （b） 所示。 （a） 三维数值模型（b） 模型边界条件 图 1数值模型及模拟方案示意图 模型赋值及参数设定完成后， 模型计算平衡得 到初始地应力场， 首先进行临近 2- 216 工作面的开 挖， 然后进行 2- 208 运输巷的开挖， 并采用前文所 述的锚杆、 锚索进行支护， 巷道围岩塑性区破坏情 况模拟结果如图 2 所示。 （a） 500 步（b） 1000 步 （c） 5000 步（d） 最终状态 图 2巷道掘进期间巷道围岩塑性区发育过程 根据图 2 所示结果可以看出， 巷道开挖支护完 成后，浅部围岩很快出现明显的塑性破坏区域， 顶 板和底板围岩以拉伸破坏为主， 两帮围岩主要为剪 切破坏， 煤柱帮塑性破坏程度大于实体煤帮。随着 成巷时间的增加，围岩内塑性破坏区逐渐扩展， 顶 板破坏深度扩展到 3.0m 后不再增大； 两个肩窝处， 围岩的破坏深度和范围逐渐增大， 煤柱帮一侧顶角 处塑性区发育高度最大达 6.5m， 实体煤帮侧发育高 度最大达 5.5m； 两帮围岩塑性破坏深度和面积不断 增大， 煤柱帮最大破坏深度为 5.5m， 实体煤帮最大 破坏深度为 4.5m， 煤柱帮的破坏深度和面积明显大 于实体煤帮； 底板破坏深度增大至 2.5m 不再变化； 两个底角处围岩破坏深度和范围不断增大， 破坏深 度达 6.0m， 煤柱侧破坏范围大于实体煤侧。综上可 知， 在原有锚网索支护条件下， 巷道围岩沿肩窝和 底角逐渐塑性破坏， 破坏范围广， 支护效果差， 煤柱 帮破坏程度高于实体煤帮。 3围岩注浆加固技术 根据 2- 208 运输巷现场实际变形情况及数值 模拟结果， 锚网索支护条件下， 围岩内松动圈发育范 围较大， 原有支护方案无法抑制松动圈的扩展， 可通 过注浆改善围岩的物理力学特征、 整体性[3～4]。 为确 定 2- 208 运输巷围岩注浆合理的压力， 为注浆方案 的设计提供参考依据， 采用 FLAC3D 数值模拟软件 建立柱体外环绕放射状网格注浆模型，模型尺寸 （长宽高） 1066m，模型中部为注浆孔， 直 径 32mm， 围岩渗透系 5.0e- 8， 围岩孔隙率 0.5， 模型 如图 3 （a ） 所示。模拟注浆时间为 30s 条件下， 注浆 压力为 1～7MPa， 统计浆液的扩散半径， 整理得到浆 液扩散半径随注浆压力的变化规律如图 3 （b） 。 （a） 数值模型（b） 浆液扩散半径随注浆 压力变化曲线 图 3数值模型及模拟结果 由图 3 （b） 所示结果可以看出， 随着注浆压力的 增大， 浆液的扩散半径不断增大， 但注浆压力增量 与浆液扩散半径增量呈非线性增长趋势， 注浆压力 同样增加 1MPa 的条件下，浆液扩散半径的增长幅 度逐渐减小， 浆液压力达到 5MPa 以上时， 浆液的扩 散半径基本不变，因此，将合理注浆压力确定在 3～5MPa 之间。 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 43 ChaoXing 4中空注浆锚索加固方案 根据数值模拟结果可知， 巷道肩窝处及煤柱帮 是本次注浆加固的重点区域， 因此设计在顶板两侧 即煤柱帮中上部布置中空注浆锚索， 设计 2- 208 运 输巷锚注加强支护方案如图 4 所示。 （a） 巷道断面图（b） 巷道俯视图 （b） 煤柱帮支护 图 4中空注浆锚索加固方案 顶板支护材料 Φ202400mm 的左旋螺纹钢 锚杆， Φ17.88200mm 钢绞线锚索， Φ227200 mm 的中空注浆锚索， 长度 4.5m 的 5 孔 W 型钢带， 每排三根锚杆、 两根锚索， W 钢带联结， 靠近帮部的 锚杆向外侧倾斜 20施工，间排距 1025700mm， 中空注浆锚索布置在锚杆锚索中部，每排两根， 距 离 帮 部 300mm， 垂 直 顶 板 施 工 ， 钻 孔 长 度 为 7000mm。 实体煤帮采用 Φ202400mm 的左旋螺纹 钢锚杆进行支护， 间排距为 700700mm。煤柱帮采 用 Φ202400mm 的左旋螺纹钢锚杆、 Φ17.8 6300mm 钢绞线锚索、 Φ224800 mm 的中空注浆 锚索，煤柱帮下部布置两根锚杆，间排距为 700 700mm， 锚杆间布置中空注浆锚索， 向下倾斜 30 施工， 排距为 1400mm， 中上部布置短锚索， 上下交 替布置， 排距为 700mm， 注浆锚索与下部的交替布 置， 沿水平方向垂直巷道轴线施工， 排距 1400mm， 巷道内中空注浆锚索详细参数见表 2。注浆材料为 注锚剂， 采用 ZBQS- 8.0/12.0 型气动注浆泵， 注浆压 力在 3～5MPa 之间， 初步选择注浆时间在 30～50s， 不 再进液时停止注浆。 表 2中空注浆锚索技术参数 5应用效果 2- 208 运输巷掘进期间布置多个测站进行围岩 位移监测，每个测站内分别设置 2 个位移监测面， 间距 2000mm，取每个测站内两个测面监测的平均 值作为最终值， 巷道掘巷后， 各测点顶底板和两帮 移近量均小于 100mm，为全面掌握围岩的控制效 果， 在 2- 208 工作面投入生产后， 整理得到围岩变 形量的变化规律如图 5 所示。 超前工作面约 65m 巷 道变形速率开始明显增大，顶底板最大移近量为 378～519mm， 两帮最大移近量为 450～750mm， 围岩 整体稳定， 由此可知， 采用中空锚索注浆加固技术 加强巷道支护强度，能够有效减小巷道围岩变形， 基本满足工作面生产要求。 （a） 顶底板移近量变化曲线（b） 两帮移近量变化曲线 图 5现场矿压监测结果 6结论 根据辛置煤矿 2- 208 运输巷围岩实际综合柱 状图及开采背景，采用 FLAC3D 软件模拟分析表 明， 巷道掘进期间， 围岩塑性破坏区沿肩窝和底角 逐渐延伸， 煤柱帮塑性破坏程度高， 围岩整体塑性 破坏面积大、 范围广， 提出采用注浆加固技术进行 围岩控制， 合理的注浆压力在 3～5MPa 之间， 设计锚 网索 注浆加固的具体方案， 现场应用后进行矿压 监测， 巷道掘进期间， 围岩位移量均小于 100mm， 工 作面回采期间，顶底板最大移近量为 378～519mm， 两帮最大移近量为 450～750mm，围岩整体稳定， 中 空锚索注浆加固技术取得良好的围岩控制效果。 （下转第 47 页） 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 规格 公称直径 /mm 索体长度 /m 树脂锚 固段长度 /mm 锚索抗 拔力 /KN 钢绞线最 大力 /KN 托盘承 载力 /KN SKZ22- 1/1770 223- 121000355400360 44 ChaoXing （上接第 44 页） 参考文献 [1] 郭斌.中空注浆锚杆、 锚索在破碎煤岩巷道掘进支护中应 用[J].当代化工研究,2019 （13） 64- 65. [2] 刘永东.应用注浆锚杆锚索过破碎围岩体支护技术[J].煤, 2019,28 （06） 42- 43. [3] 乔越.注浆锚索在沿空巷道围岩加固中的应用[J].煤矿现 代化,2019 （03） 17- 20. [4] 毕业武, 范秀利.“ 三软 “ 煤层回采巷道的中空注浆锚索 支护[J].黑龙江科技大学学报,2016,26 （06） 596- 600611. 作者简介 郝青山 （1986.3.9-） ， 男， 山西交口人， 2009 年 7 月毕业于山 西大同大学工学院土木工程专业， 工程师。 （收稿日期 2020- 3- 11 ） 器 TBS 分选床分选机 浮选联合工艺” ，此流程 中，一般选择的物料的粒度在 1mm 脱泥、 1mm 物 料、 - 1mm 经过分级处理、底流为 1～0.25mm 进入到 TBS 分选床分选机系统中， 作为物料进入。 与传统的 脱泥工艺相比而言，此工艺流程中的优势明显， 主 要可体现在减轻浮选的入料量， 同时可以降低流程 使用过程中的成本，并高效的提升浮选的效率， 节 约使用资源， 并能够实现节能降耗等， 提升中间操 作过程中介质的回收效率。 3TBS 分选床分选机应用过程中效益分析 1） 针对精品煤的分选， TBS分选床分选机可实现 对0.3～2mm 粒级粗煤泥的分选，实现的精煤产率提 高 0.2以上，每年经过 TBS 分选床主要结构及工 作流程 TBS 分选床分选机选出的精煤量可达到 1500t， 以精煤的市场单价 704 元 /t 进行计算， 每年 精品煤可增加的经济收益达到 105 万元， 由此数据 可以看出， 利用 TBS 分选床分选机开展精煤的分选 作业， 可最大化的提升选煤厂的经济效益。 2） 同时， 在增加经济效益的基础上， 还可以节 约成本， 通过降低物料浮选的浓度， 11.7g/L， 整体油 耗降低 0.2kg/t， 这样可充分的实现整个重介介耗降 低 0.8kg/t， 从而每年可有效的节约 335 万元。 马兰矿选煤厂经过工艺改造，在预先洗泥和 TBS 改造以后， 使得选煤的效率和效果都有所提升， 并可以通过 TBS 分选来回收 0.3～2mm 的粗煤泥， 进 而提升了精煤的产量，同时可创造更多的经济效 益。因此， 在实际的应用过程中， TBS 分选机设备的 使用， 不仅能够节约成本、 提升工作效率， 同时能够 提升整体系统中精煤的产量， 使得收益增加。 4结束语 综上所述， 粗煤泥的处理工艺已经在我国相关 选煤厂及其他科研单位中得到重视， 依据现有的选 煤技术， 结合 TBS 分选机设备的使用， 能够使得系 统得到最优化的改善， 在节能降耗的基础上， 实现 整体结构及流程工艺的科学化、 合理化应用， 进而 得到更多的经济收益。最终要实现的是各大选煤厂 工作效率的提升。 参考文献 [1] 徐景田, 丁晶, 叶振. TBS 在选煤厂粗煤泥分选中的应用 [J]. 应用能源技术, 2013 （1） 7- 10. [2] 袁萍. TBS 粗煤泥分选机在新柳选煤厂的应用[J]. 煤炭工 程, 2013, 45 （s1） 89- 90. [3] 马晋南, 羿鹏, 董贵权. 新型分级斜板沉淀槽在马兰矿选 煤厂原煤浅槽分选系统改造工程中的应用[J]. 科技与企 业, 2015 （13） 130- 130. [4] 袁萍. TBS 粗煤泥分选机在新柳选煤厂的应用及分析[J]. 中国化工贸易, 2013, 45 （7） 337- 337. [5] 刘强. TBS 分选机在余吾选煤厂的应用 [J]. 洁净煤技术, 2013, 19 （6） 17- 20. 作者简介 刘杰（1989.11.16 -） ， 男 ， 山西省柳林县人， 本科学历， 毕业于黑龙江科技大学， 研究方向 矿物加工工程 ， 现从事 煤炭洗选加工管理工作。 （收稿日期 2020- 1- 13） 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 47 ChaoXing