西曲矿软岩巷道顶板冒落机理及控制研究_李建军.pdf

煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 0引言 随着煤矿开采逐步向深部延伸， 矿井开采面临越 来越复杂的环境。由于煤层埋深的增大， 井下所有巷 道工程都处于较高的应力状态， 并且地质条件更加复 杂， 对于软岩巷道， 其维护难度加大， 井下工作环境十 分恶劣 [1～2]。山西西曲矿开采煤层埋深较大，达到 850～900m， 巷道围岩强度较低， 属于软岩巷道， 井下 巷道在掘进和使用过程中， 围岩变形较大， 顶板下沉、 底臌等现象严重，部分巷道顶板冒落区范围极大， 对 井下安全生产产生巨大威胁[3～4]。 这是因为巷道属于深 井工程， 巷道处于较高的应力水平， 尤其是软岩巷道， 其顶板结构较弱， 极易出现冒落情况， 巷道稳定性 差[5～7]。 本文针对山西西曲矿 18501 工作面软岩巷道顶 板大面积冒落的特征， 对软岩巷道顶板结构破坏机理 进行研究， 基于其特殊地质条件， 提出了 “锚网索喷 桁架耦合支护” 的软岩巷道围岩控制措施， 并在现场 进行了实践， 从而为其他类似条件矿区软岩巷道工程 提供参考。 1工程概况 图 118501 工作面综合柱状图 山西西曲矿位于太原市古郊区， 主要的开采煤层 包括 4、 7、 8 和 9 号煤层，其中 8 号煤层属于厚煤层， 平均厚度为 4m， 其他煤层属于薄及中厚煤层， 本次研 究选择为 18501 工作面回风巷， 18501 工作面井下位 于南五盘区南部， 北邻已回采的 18502 工作面， 南邻 已回采的 18307 工作面， 西邻南 983 运输大巷， 东邻 西 983 运输大巷。工作面上覆上覆 4 号煤 14501、 14504 采空区， 煤层间距为 65 米左右。 各工作面均留 西曲矿软岩巷道顶板冒落机理及控制研究 李建军 （西山煤电 （集团 ） 有限责任公司 ， 山西 太原 030053 ） 摘要 针对西曲矿 18501 工作面软岩巷道顶板冒落范围大， 冒顶高度高等特点， 采用理论分析以及 数值模拟方法对软岩巷道顶板冒落机理进行了分析， 研究了顶板高冒区的形成过程， 结合西曲矿现场 地质条件， 提出了利用围岩自承的能力以及顶板形成的冒落拱的稳定性， 加以锚网索喷 柔层桁架耦 合支护的支护技术， 并在现场进行了实践， 根据现场监测结果证明该支护方式能够有效的控制围岩变 形， 提高了巷道的稳定性。 关键词 软岩巷道 ； 顶板结构 ； 冒落机理 ； 巷道支护 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 03- 0004- 03 Study on Roof Caving Mechanism and Control of Soft Rock Roadway in Xiqu Mine LI Jianjun （Xi Shan Coal Electricity Group Co. ，Shanxi Taiyuan 030053 ） Abstract Aimingat the characteristics oflarge rooffallingand high roofheight fallingin the soft rock tunnel ofthe 18501 working face ofthe Xiqu Mine, theoretical analysis and numerical simulation s were used to analyze the failure mechanism of the soft rock roadway roof, and the ation process of the roof rise and fall area was studied. In combination with the site geological conditions of the Xiqu mine, the ability to use the self- support of the surrounding rock and the stability of the falling roof ed by the roof was proposed, and the supporting technology of the bolting of the anchor net mesh jet the soft layer truss coupling support was carried out. Practice, according to the on- site monitoring results, proved that the supporting can effectively control the deation of the surrounding rock and improve the stability ofthe roadway. Keywords soft rock roadway；roofstructure ； fallingmechanism； roadwaysupporting 4 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 设保护煤柱。 工作面周边无相邻巷道。 工作面开采范 围内， 煤层厚度为 3.8～4.4m， 平均厚度为 4.2m， 煤层 倾角为 1～9， 平均为 3， 属于稳定可采煤层。8 号 煤层结构简单， 中部普遍含有一层泥岩夹矸， 夹矸厚 度变化不大， 18501 工作面回风巷为软岩巷道。煤层 上方为 0.23m的炭质泥岩伪顶，直接顶为 2.4m的石 灰岩， 直接底板为 1.54m 细砂岩， 老底为 3.13 米的粉 砂岩。18501 工作面顶底板综合柱状图如图 1 所示。 2巷道顶板破坏机理 2.1巷道顶板变形破坏特征 由于软岩巷道埋深较大，处于较高应力水平， 围 岩强度低， 内部发育有大量节理裂隙， 并且由于巷道 中有断层的存在， 造成围岩连续性分割， 稳定性较差。 巷道掘进以及工作面回采会对巷道产生影响， 当顶板 岩层承受的载荷超过其自身承载极限时， 造成顶板破 坏发生冒落。顶板冒落高度不同， 其特征也不完全相 同。根据顶板冒落高度大小， 顶板可分为冒落区以及 冒顶区， 当冒落高度超过 3m 时， 其为高冒区， 当冒落 高度小于 3m时， 其为冒顶区。 18501 工作面回风巷顶 板部分冒落高度超过 3m，因此存在高冒区。图 2 为 18501 工作面顶板结构模型图， 顶板结构为层理发育 并伴随有一定竖向节理的砂岩与石灰岩交互层。 图 218501 工作面巷道顶板结构模型 2.2巷道顶板冒落机理 根据上述 18501 工作面回风巷顶板破坏特征， 结 合现场条件，采用 UDEC 数值模拟软件对其进行计 算， 从而分析巷道顶板变形破坏机理。 图 3 为巷道顶板冒落分析结果。从结果可以看 出， 巷道掘进后会在围岩内部进行应力集中， 巷道顶 板的破坏过程从巷道表面开始，逐步向围岩深部传 播， 表面围岩发生破坏后， 其对深部围岩的限制作用 逐步丧失，深部围岩承受载荷超过其自身承载极限 后， 发生变形破坏， 直到岩层稳定后， 冒落区不再发生 变化。从图中可以看出， 层状顶板岩层之间存在一定 的黏结力， 因此导致顶板岩层破坏变形并不均匀。 （a ）顶板冒落显现特征（b）顶板冒落破坏 （c ） 顶板冒落显现特征（d） 顶板冒落破坏 （e） 顶板冒落显现特征（f ） 顶板冒落破坏 图 3顶板冒落分析结果 3巷道稳定性控制方法及支护方案 3.1影响巷道稳定性的主要因素 根据上述数值模拟结果以及现场巷道地质条件， 得出影响巷道稳定性的主要因素包括以下几点 1 ）巷道埋深大， 围岩应力水平较高。由于 18501 工作面回风巷埋深达到 850～900m，其上覆岩层产生 的载荷接近 20MPa， 考虑有水平应力的存在， 造成巷 道顶板破坏。 2 ）巷道为软岩巷道， 围岩强度较低。 由于巷道围 岩内部节理裂隙大量发育， 围岩强度较低， 加上巷道 部分位置有断层存在， 导致巷道连续性被破坏。 3 ）巷道支护方式较差。 由于巷道支护过程中， 未 考虑巷道为软岩巷道以及高应力水平围岩等条件， 因 此仅采用常规的锚杆 锚索支护方式， 并且支护参数 存在一定缺陷， 导致巷道支护强度不够， 巷道顶板下 沉以及底臌等现象严重。 3.2控制方法及支护方案 1 ）围岩控制方法。 结合数值模拟分析结果， 可将巷道顶板结构由下 到上分为三个部分， 分别为易冒落岩层、 挤压变形岩 层和稳定岩层， 如图 4 所示。巷道变形过程首先从易 冒落岩层开始， 其失去稳定性后， 会向巷道内部掉落， 形成冒顶区；其上部挤压变形岩层由于失去支承作 5 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 用， 会继续向巷道内部冒落， 形成高冒区， 直到高度达 到稳定岩层后， 能够承受巷道载荷， 不再发生破坏变 形， 冒落高度也不再上升， 巷道逐步稳定。 图 4巷道顶板岩体冒落分区 图 5支护设计断面 过去对于巷道高冒区通常采用充填的方法进行 支护， 但这种支护方法费用较高， 工程量大， 耗费时间 较长。 根据上述分析结果， 结合现场概况， 提出利用围 岩自承的能力以及顶板形成的冒落拱的稳定性， 加以 锚网索喷 柔层桁架耦合支护的支护技术。在冒落 拱的上部空间采用锚索 金属网 喷浆进行支护， 加固冒落拱围岩表面强度， 冒落拱下部空间采用柔层 桁架耦合支护， 限制巷道围岩的变形， 维持巷道稳定 性。这种支护方式降低了高冒区治理的工程量和难 度， 并为顶板围岩控制提供了新思路。 2 ）支护方案。 图 5 为 18501 工作面回风巷现场支护技术图。 采 用这种方法对顶板围岩治理时， 首先， 采用锚索以及 金属网对高冒区的围岩补强， 并加以喷浆， 提高围岩 强度。然后， 在高冒区下部空间安装柔性桁架和钢筋 网， 之后进行注浆支护。 注浆液选用混凝土， 注浆后其 上部空间形成反拱形， 巷道冒落后形成了上下两个空 间格局。 最后， 在浇筑混凝土上打锚索， 并在围岩变形 至挤压柔层桁架时复喷混凝土进行二次支护， 完成高 冒区治理与控制。 3.3效果分析 为验证这种支护技术治理高冒区的实际效果， 在 巷道表面布置位移测站 1、 2。 典型测站现场监测结 果如图 6 所示。 从监测数据和位移曲线可以看出， 巷道采用新支护技术治理高冒区后在较短的时间内 即可控制住了巷道围岩变形， 最终巷道两帮移近量为 35mm， 底臌量为 25mm， 变形量小且稳定时间快。 a1 测站b2 测站 图 6测站位移曲线图 4结论 本文对山西西曲矿 18501 工作面回风巷顶板破 坏失稳机理进行了研究， 分析了顶板冒落过程。巷道 顶板的破坏过程从巷道表面开始， 逐步向围岩深部传 播， 表面围岩发生破坏后， 其对深部围岩的限制作用 逐步丧失，深部围岩承受载荷超过其自身承载极限 后， 发生变形破坏， 直到岩层稳定后， 冒落区不再发生 变化。基于此变形机理， 提出了利用围岩自承的能力 以及顶板形成的冒落拱的稳定性， 加以锚网索喷 柔 层桁架耦合支护的支护技术，并在现场进行了实践。 实践结果表明， 巷道采用新支护技术治理高冒区后在 较短的时间内即可控制住了巷道围岩变形， 效果良好。 参考文献 ［1］ 何满潮， 谢和平， 彭苏萍等.深部开采岩体力学研究 ［J］ . 岩石力学与工程学报， 2005， 24 （16） 2803- 2813. ［2］ 何满潮.深部的概念体系及工程评价指标 ［J］ .岩石力学 与工程学报， 2005， 24 （16） 2854- 2859. ［3］ 何满潮， 景海河， 孙晓明.软岩工程力学 ［M ］ .北京科学 出版社， 2002. ［4］刘伟， 李书奎， 沐俊卫.锚喷网支护处理软岩巷道大冒顶 的实践 ［J］ .煤炭科学技术， 2002 （6） 15- 16. ［5］ 张传安， 郜锦柱.锚网梁喷注联合支护技术在大冒顶区 的应用 ［J］ .煤炭技术， 2005， 24 （11） 74-75. ［6］段群苗.隧道围岩优势节理面统计及其块体稳定性分析 ［J］ .现代隧道技术， 2013， 50 （3） 52- 58. ［7］钱鸣高.20 年来采场围岩控制理论和实践的回顾 ［J］ .中 国矿业大学学报， 2000， 19 （1） 1- 4. 作者简介 李建军，（1984-） , 男，汉族， 2011 年毕业于中国矿业大 学采矿工程专业， 本科。 从事采矿工程及安全管理工作， 采矿 工程师。（收稿日期 2018- 6- 20） 6 ChaoXing