宇昌煤业+550水平材料大巷II段围岩控制技术应用研究_梁小龙.pdf

宇昌煤业 550 水平材料大巷 II 段围岩控制技术应用研究 梁 小 龙 （山西阳城阳泰集团宇昌煤业有限公司 ，山西 阳城 048105 ） 摘要 宇昌煤业 550 水平 2 与 3 联络巷间的多条大巷在成巷后不久出现明显的位移现象， 本文 以材料大巷为例， 通过围岩位移监测、 钻孔窥视及理论分析等方法， 对材料大巷围岩的位移和破碎情 况进行研究， 对围岩破碎段和严重变形段设计采用围岩注浆 锚网索联合支护技术进行返修， 顶板轻 微下沉段采用锚杆 强力锚索进行支护， 应用后取得了良好的围岩控制效果， 为临近大巷及类似地质 条件下巷道的支护和返修提供参数实例和技术经验。 关键词 煤巷 ； 厚煤层 ； 现场监测 ； 顶板窥视 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 03- 0030- 04 Application Research on Surrounding Rock Control Technology of Section II of Changyu Coal Industry 550 Horizontal Material Roadway LIANG Xiaolong （Shanxi YangchengYangtai Group YuchangCoal Co., Ltd . , Shanxi Yangcheng 048105 ） Abstract Changyu Coal Industry 550 Level 2 and 3 Contact Lanes have obvious displacement phenomena shortly after Chengxiang. This paper takes material roadway as an example, through surrounding rock displacement monitoring, borehole peeping and theory. Analytical s are used tostudythe displacement and fracture ofthe surroundingrock ofthe material roadway. The surroundingrock fracture section and severe deation section are designed to be repaired by surrounding rock grouting anchor net combined support technology, and the roof is slightly sunken. The anchor rod strong anchor cable is used for support. After application, good surrounding rock control effect is obtained, which provides parameter examples and technical experience for support and rework of roadway under adjacent geological conditions. Keywords Coal roadway; thick coal seam; on- site monitoring; roofpeeping 1工程概况 山西阳城阳泰集团宇昌煤业股份有限公司现 阶段正在进行 3 煤层的采掘工作， 3 煤层对应地 面标高 700～850m， 井下标高 575～605m， 地面 为荒坡和山地， 无建筑物和小井等。3 煤层平均厚 度约为 4.8m， 煤层倾角 3- 8 ， 煤层走向近南北， 倾 向东西， 煤质硬度为 f1- 2， 全区稳定可采。3 煤层 顶底板多为泥岩，其顶底板岩层详细的特征如表 1 所示。 3 煤层采用 “综采放顶煤” 的采煤方法进行回 采， 采高 2.0m， 放顶煤高度 2.8m。3 煤层主采水平 井下标高为 550m，此次研究的对象为 550 水平 材料大巷 II 段， 其位置详情如图 1 所示， 550 水平 材料大巷 II 段 （下文中简称为材料大巷） 位于 550 水平皮带大巷北侧，各个大巷间煤柱宽度为 30m， 材料大巷巷道矩形断面为 5.03.5m，巷道总长度 为 970m， 在为 3 煤层回采工作面服务期间， 该区域 的大巷局部巷段围岩出现明显的变形现象， 本文以 材料大巷为研究对象，意在解决 550 水平各条大 巷围岩过度变形的问题。 表 13 煤层综合柱状图 图 1550 水平材料大巷 II 段位置关系图 2材料大巷变形破坏特征分析 2.1材料大巷原有支护方案 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 厚度 （m ）煤岩名称柱状图岩性描述 9.90砂岩 灰色， 中层状， 石英为主， 含星点状白 云母 3.33 粉砂岩或 细砂岩 黑灰色， 性脆， 致密， 裂隙发育， 岩芯 破碎， 含植物 2.08泥岩 岩芯多为黑灰色的砂岩质泥块， 夹煤 屑， 质地疏松， 破碎 4.83 煤半亮型， 煤质较硬 0.6泥岩 黑灰色， 性脆， 致密， 断口平坦， 含植 物化石 3.21粉砂岩 深灰色， 薄层状， 含星点状白云母。夹 较多的砂泥质条带 30 ChaoXing 宇昌煤矿材料大巷为矩形断面，断面尺寸为 5.03.5m， 沿煤层底板掘进， 为全煤巷道， 原有支护 方式为锚杆＋锚索 梯子梁 金属网联合支护。① 顶板支护， 顶板锚杆采用 Φ22－M24－2400mm 螺纹 钢锚杆，锚固剂采用一支 K2360 和三支 M2650 树脂 锚固剂， 锚固方式为全长锚固， 顶板每排布置 6 根锚 杆， 间排距 9001000mm， 距离巷帮 250mm， 锚杆间 采用直径 14mm 的钢筋梯子梁联结，顶网采用网孔 尺寸为 4040mm 的经纬网，网片尺寸长宽 54001050mm， 所有锚杆垂直顶板施工； 顶板锚索 采用长度为 5300mm的预应力钢绞线， 采用 “二二” 布 置， 间排距为 18002000mm， 锚固剂为两支 K2365 和三支 M2650 树脂锚固剂， 锚索垂直顶板安装。② 两帮支护，两帮锚杆规格与顶板相同，间排距为 9501000mm， 每排 4 根， 靠近顶底板的锚杆分别举 例顶板、底板 250mm、 400mm，金属网采用网孔为 4040mm 的经纬网，网片尺寸长宽 3300 1050mm。 2.2材料大巷围岩变形现状分析 为具体了解材料大巷在现有支护条件下围岩 的变形情况，对 3 联络巷和 2 联络巷间 970m 材 料大巷整个巷段的围岩位移进行现场监测， 并在不 同变形特征的巷段进行顶板窥视[1～2]， 以 2 联络巷 为起点， 根据里程标记巷段， 汇总得到材料大巷变 形情况如表 2 所示。 表 2材料大巷围岩破坏特征 根据对材料大巷顶板的钻孔窥视结果表明， 在 围岩破碎和严重变形的巷段，顶板岩层 0～1.5m 深 度范围内存在多处环向裂隙， 1.5～3.5m 围岩破碎严 重，多处出现明显的空洞， 4～6.5m 存在多个较大的 纵向裂隙， 根据窥视结果可知， 此类巷段顶板岩层的 破碎带深度可达 6.5m， 围岩主要为碎胀破坏， 而原有 支护锚索长度仅为 5.3m，无法将顶板破碎岩层悬吊 在坚硬岩层内[3～4]， 因此设计采用注浆 锚网索进行 返修。材料大巷顶板轻微下沉的巷段窥视结果表明， 环向裂隙、 竖向裂隙和围岩较为破碎等情况多位于深 度 0～2.2m 深度范围内，顶板破碎带深度在 2.4m 以 内， 顶板下沉主要由于顶板锚索的强度不足， 因此设 计采用强力锚索进行补强支护。 材料大巷围岩完整的 巷段， 顶板破碎带深度在 2.0m 以内， 原有支护能够 有效的控制围岩变形， 决定暂不采取补强措施。 3材料大巷围岩变形控制技术 3.1围岩破碎和严重变形段围岩控制技术 1） 围岩注浆。材料大巷围岩破碎段 （0～60m ） 和 严重变形段 （345～670m ） 需要进行注浆加固， 在进行 钻孔注浆前，首先在巷道表面扫喷约 100mm 厚的 C30 水泥混凝土， 防止浆液从围岩表面渗漏， 顶板注 浆孔采用 “四三四” 布置方式， 孔间距为 1600mm， 排 距为 2000mm，每帮布置两个注浆孔，间排距为 2000mm， 注浆钻孔的布置详情如图 2 所示， 顶板和 两帮注浆孔的深度为 6.0m、 7.0m、 8.0m 不等，主要 根据顶板钻孔的窥视结果调整，注浆孔直径为 36mm， 采用埋管注浆技术， 注浆管直径为 30mm， 注 浆管深入孔内距离孔底 500mm， 采用水泥、 水玻璃 浆， 注浆压力为 5～7MPa。 （a） 断面图 b顶板（c） 两帮 图 2注浆孔布置示意图 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 里程 （m ） 围岩分类 顶板破碎带深度 窥视结果 （m ） 顶底板、 两帮围岩状况 0～60围岩破碎2.5～4.5 该巷段的围岩未煤 - - 岩过渡带， 围 岩较为破碎，局部顶板出现坠包， 顶 板下沉量最大达 230mm， 两帮最大移 近量为 135mm，断面出现轻微收缩， 平均收缩率约为 5.5 60～95完整1.4～2.0 顶板完整、 平整， 围岩稳定性良好， 无 明显变形 95～345 顶板轻 微下沉 1.9～2.5 顶板完整性较好， 出现轻微的整体性 下沉， 最大下沉量约 110mm 345～670严重变形4.3～5.8 顶板破碎严重， 有明显的离层， 两帮 内挤严重， 断面收缩严重， 平均断面 收缩率可达 25 670～790 顶板轻 微下沉 1.7～2.4 顶板平整， 整体性下沉， 下沉量最大 为 110mm 790～970完整1.2～2.0围岩稳定， 无明显变形 31 ChaoXing 2） 扩巷后锚杆锚索支护。对于围岩破碎段和严 重变形段围岩注浆后，对顶板和两帮进行扩刷， 恢 复材料大巷设计断面后采用锚网索梁联合支护 ① 顶板支护， 顶板锚杆采用 Φ22－M24－2400mm 螺纹 钢锚杆， 每排 5 根， 间排距为 11001000mm， 锚固方 式为树脂加长锚固， 采用 MSK2335 和 MSZ2360 树脂 药卷各一支， 锚固长度为 1.2m， 锚杆间钢筋梯子梁由 14 圆钢焊制，顶板和两帮金属网改为网孔为 30 30mm 的菱形网， 所有锚杆均垂直顶板安装， 安装时 预紧力为 400～500N m。顶板锚索采用长度 8300mm 的强力锚索， 锚索采用 “五花” 布置， 排距为 1000mm， 两个锚索时间距 1800mm， 三根时间距 1700mm， 垂直 顶板安装， 采用一支 MSK2335 和两支 MSZ2360 树脂 药卷加长锚固， 锚固长度 1.97m； ②两帮支护锚杆规 格和顶板相同， 间排距为 10001000mm， 两帮锚索 采用长度 4300mm 的强力锚索，间排距为 2000 2000mm， 锚索距离顶底板高度为 750mm。材料大巷 围岩破碎段和严重变形段支护详情如图 3 所示。 （a） 支护断面 （b） 顶板（c） 巷帮 图 3扩巷后支护断面图 3.2轻微变形段围岩控制技术 材料大巷顶板轻微下沉的巷段， 对围岩进行扩 刷后重新进行支护①顶板支护采用长度 为 4300mm 和 8300mm 的强力锚索， 短锚索每排 5 根， 间排距为 11001000mm， 均垂直顶板安装， 长锚索 采用“五花”布置，排距为 1000mm，三根时间距 1700mm， 两根时间距 1800mm， 顶板金属网采用网 孔 3030mm 的菱形网，长、短锚索均采用一支 MSK2335 和两支 MSZ2360 树脂药卷加长锚固； ②两 帮支护，两帮锚杆采用原有锚杆，锚固剂 为 MSK2335 和 MSZ2360 树脂药卷各一支，间排距为 10001000mm， 帮锚索与顶板短锚索相同， 间排距 为 20002000mm。支护详情如图 4 所示。 （c） 支护断面 （d） 顶板（c） 巷帮 图 4顶板轻微下沉段支护方案 4材料大巷围岩控制效果 为考察对于材料大巷围岩的控制效果， 在返修 后的材料大巷内和临近的皮带大巷 II 段内分别布 置围岩位移监测点， 经过为期一个月的监测得到图 5 所示的结果，材料大巷围岩变形严重段通过注浆 锚网索联合支护后，其巷道变形量相对于临近的 皮带大巷显著的减小， 断面收缩量约为皮带大巷的 四分之一。材料大巷顶板轻微下沉的巷段， 采用优 化后的支护方式其围岩位移量也显著的减小。总体 而言， 返修后的材料大巷围岩稳定性很好， 能够满 足其安全正常使用的需求。 （a） 严重变形段（b） 顶板轻微下沉段 图 5材料大巷围岩位移变化特征 （下转第 35 页） 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 32 ChaoXing （上接第 32 页） 5结论 宇昌煤业 550m 水平材料大巷 II 段成巷后， 围 岩出现明显的变形现象， 通过现场围岩位移观测及 顶板钻孔窥视分析其围岩变形特点， 根据巷道围岩 的变形和破碎情况对材料大巷进行分段， 设计对围 岩破碎段和严重变形段采用围岩注浆 锚网索联 合支护技术进行返修， 对于顶板轻微下沉段采用锚 杆 强力锚索进行支护， 应用过程中进行围岩位移 监测， 返修后的材料大巷围岩稳定性很好， 该方法 可用于该区域各个大巷的返修。 参考文献 [1] 冯腾飞. 软岩顶板特厚煤层回采巷道支护技术研究[D]. 太原理工大学,2019. [2] 蔡勇. 淮北矿区深部大断面软弱岩巷合理支护参数及掘 进工艺研究[D].安徽建筑大学,2019. [3] 孙春生. 高应力破碎围岩巷道耦合让压支护技术研究[J]. 煤炭与化工,2019,420232- 3337. [4] 张红旗. 大埋深破碎围岩巷道掘进支护优化设计研究[J]. 煤炭与化工,2019,420234- 37. 作者简介 梁小龙 （1973-） ， 男， 山西省阳城县人， 1997 年 7 月毕业 于辽宁工程技术大学采矿工程系采矿工程专业 （第一学历） ， 2015 年 12 月毕业于中国矿业大学矿业工程领域工程专业 （第二学历） ， 采矿工程师， 现从事工作 山西阳城阳泰集团宇 昌煤业有限公司生产副矿长。 （收稿日期 2019- 9- 6） 压裂钻孔布置详情如图 2 所示。 （a）平面图 （b）剖面图 图 215310 工作面水力压裂钻孔布置示意图 4应用效果分析 根据现场应用试验结果可知， 15310 综放工作 面进行切眼支护解除后， 顶煤初次垮落步距缩短了 8m，因此增加了 8m 顶煤可以放出的空间，参考式 （1） 进行计算， 通过切眼支护解除可增加煤炭采出 量为 10913.29t， 初采损失可减少 50， 提高工作面 0.85 的采出率； 15310 工作面末采期间通过水力压 裂切顶技术将停采线煤柱减小 10m， 增加煤炭采出 量为 22086.4t， 提高了 15310 综放工作面 1.8的采 出率。现场矿压监测结果表明， 与以往工作面相比， 水力压裂切顶后， 停采线前方回采巷道围岩的变形 量未明显增大， 且巷道围岩变形时间缩短， 将停采 线煤柱由 80m 缩减为 70m 可以满足支护要求。 5结论 为进一步提高 15310 综放工作面的采出率， 通 过理论分析计算表明， 造成工作面采出率较低的主要 因素有初采损失、 端头损失及末采损失， 由此设计采 用支护解除的方法来减少初采损失， 通过水力压裂切 顶卸压的方式来减少末采损失，现场应用结果表明， 通过支护解除可增加 10913.29t 的采出量， 通过切顶 卸压可增加 22086.4t 的采出量， 共提高了 15310 工作 面 2.65的采出率， 取得了很好的经济效益。 参考文献 [1] 徐森茂. 常村矿 2206 综放工作面提高采出率技术研究 [D].中国矿业大学,2019. 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