正益煤业11-102运输巷围岩稳定性控制技术研究_李建平.pdf

煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 1工程概况 正益煤业 11- 102 工作面， 主采 11 煤层， 地面标 高 1220.6～1266.1， 井下标高 1007～1055m。煤 层厚度 2.6～3.0m， 平均为 2.8m， 煤层赋存稳定， 煤层 倾角 7～15， 平均倾角 10。工作面运输巷断面 形状为 3.8m2.7m的矩形， 巷道总长度为 426m。11 号煤层基本顶为砂质泥岩， 均厚 2.55m； 直接顶为泥 岩细砂岩互层， 均厚 0.82m； 直接底为石灰岩， 均厚 0.4m； 基本底为泥岩， 均厚 2.35m， 煤层顶底板岩层具 体情况如表 1 所示。巷道原锚索杆支护强度不足， 巷 道顶板拉裂、 离层， 煤帮鼓出、 塌落， 巷道破坏情况如 图 1 所示， 急需采取有效措施提高围岩稳定性。 表 1顶底板岩层性质 （a ）巷道顶板拉裂（b）煤帮鼓出 图 1巷道破坏情况 2巷道围岩稳定性分析 2.1巷道围岩变形规律 （a ） 两帮收敛量（b） 顶板下沉量 图 2矿压监测结果 通过在运输巷布置一处矿压监测站， 得到了初期 支护后 20d 围岩基本变形规律如图 2 所示。由图 2 （a ） 、 图 2 （b ） 可知， 运输巷在原支护下顶板和两帮的 变形量具有明显的时效性， 随时间呈现逐渐增加的趋 正益煤业 11- 102 运输巷围岩稳定性控制技术研究 李 建 平 （山西焦煤集团介休正益煤业有限公司 ，山西 晋中 032099 ） 摘要 为了有效控制正益煤业 11- 102 运输巷道围岩的合理变形， 通过对巷道围岩变形规律及稳定 性分析， 提出了针对 11- 102 运输巷道的围岩支护方案， 并对试验巷道围岩表面和深部变形量进行持 续监测。结果表明 11- 102 运输巷在现有支护方式下围岩变形得到了明显改善， 满足安全生产要求。 关键词 变形机理 ； 围岩控制 ； 支护设计 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0004- 03 Study on Surrounding Rock Stability Control Technology of 11-102 Transportation Roadway in Zhengyi Coal Industry LI Jianping （Jiangxi CokingCoal Group Jiexiu Zhengyi Coal IndustryCo., Ltd. , Shanxi Jinzhong 032099 ） Abstract In order to effectively control the reasonable deation of surrounding rock of Zhengyi Coal Mine 11- 102 transport roadway, through the analysis of the deation law and stability of surrounding rock, the support scheme for surrounding rock of 11- 102 transport roadway is put forward, and the surface and deep deation ofsurroundingrock oftest roadway are continuously monitored. The results show that the surrounding rock deation of 11- 102 transport roadway has been improved obviously under the existing support mode, which meets the requirements ofsafety production. Key words Deation mechanism; Surroundingrock control ; Support design 顶底板 名称 顶底岩性 均厚 /m 岩性特征 基本顶砂质泥岩2.55 灰色， 粉砂、 块状结构， 水平层理， 粉砂占 30， 未 风化， 岩芯块状及短柱状 直接顶 泥岩细砂 岩互层 0.82深灰色， 见植物化石， 未风化， 岩芯块状及短柱状 直接底石灰岩0.4 灰色， 中厚层， 未风化， 块状结构， 岩芯长柱及块 状 基本底泥岩2.35深灰色， 泥质块状结构， 岩芯块状及短柱状 4 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 势， 并在20d 左右趋于稳定。其中， 两帮移进量达到 117mm， 顶板下沉量达到 180mm， 巷道在原支护下不 能满足安全生产要求。 2.2巷道顶板稳定性分析 11- 102 运输巷直接顶为泥岩细砂岩互层，巷道 上覆岩层平均容重为 γ25kN/m3， 将直接顶视为两层 独立的岩梁[1]。上层为厚度为 h10.42m 的细砂岩， 泊 松比 ν10.22， 弹性模量为 E12.4103MPa， 对于上层 直接顶有 π2E1h12 16l 21- ν 12 3.1422.41031060.422 16421- 0.222 0.17108（1 ） 下层为厚度 h20.4m 的泥岩， 泊松比 ν20.12， 弹 性模量为 E23.2103MPa， 下层直接顶有 π2Eh1h22 16l 21- ν 12 3.1422.81031060.822 16421- 0.172 0.7108（2 ） 由于直接顶为上下两层岩体构成， 我们可以通过 锚杆 （索 ） 将两层岩体加固成组合梁结构， 加固后直接 顶的弹性模量和泊松比会显著提高 E2.4 0.42 0.82 3.2 0.4 0.82 2.8103MPa（3 ） γ0.12 0.4 0.82 0.22 0.42 0.88 0.17（4 ） 组合梁结构 π2Eh1h22 16l 21- ν 12 3.1422.81031060.822 16421- 0.172 0.7108（5 ） 由上式可知， 11- 102 运输巷在加固前存在顶板 离层现象， 通过锚杆 （索 ） 加固后， 直接顶形成组合梁 结构， 可以大大的提高顶板岩层的稳定性[2]。 但是在原 支护下， 锚索长度不足， 锚索不能发挥承载能力， 难以 将直接顶形成组合梁结构， 巷道顶板出现拉裂、 离层 的情况。 选用长度较长的锚索可以顶板的稳定性可以 得到保障， 但是同时也需要考虑节省材料。由于直接 顶为泥岩细砂岩互层， 锚索应将整个直接顶固定为一 个整体， 再将软弱岩层锚固在上部稳定岩层上， 共同 承受巷道上部压力。 2.3巷道帮部稳定性分析 已知巷道高度为 h2.7m，设顶板与帮部的摩擦 角 φ018，粘聚力 c00.3MPa，上覆岩层平均容重 γ26kN/m3， 应力集中系数 k2， 煤体与顶板界面的切 向刚度系数 β0.14， 支护反力 P31.3MPa， 得帮部极 限平衡区宽度为[3] x0 1 2β ■ ln 2c0kγHtanφ0Pβ■ 2c0kγHtanφ0- Pβ■ 4.0m（6 ） 帮部破裂区宽度为 Ls 1 β■ lnBB2-1 ■ 1.92m（7 ） 式中 B2sinh β■χ0 Pβ ■ c0γHtanφ0 帮部塑性区宽度为 Lpx0- Ls4.0- 1.922.08m（8 ） 由上式可知， 11- 102 运输巷帮部帮部极限平衡 区宽度为 4.0m， 帮部破裂区宽度为 1.92m， 帮部塑性 区宽度为 2.08m。可以确定巷帮需要加固深度至少为 1.92m， 锚杆对破裂区整个区域进行加固， 经过破裂区 后前端进入塑性区，使破坏区与塑性区形成一个整 体， 来共同承受帮部压力， 抵抗围岩变形[4]。 3围岩控制效果分析 3.1支护方案设计 根据对巷道围岩变形规律及稳定性分析， 为防止 巷道围岩剧烈变形， 应制定相应的围岩支护方案。根 据 11- 102 工作面运输巷的具体情况，再结合巷道围 岩稳定性分析，对巷道围岩支护方案进行具体设计 ①巷道顶板锚杆规格为 Φ20mmL2000mm，每排 5 根， 间排距为 850800mm， 两端锚杆与水平方向呈 75夹角，并铺设 800800mm 的钢筋网，网孔为 5050mm；②巷道顶板单体锚索选用 Φ17.8mm L7000mm 的高预应力锚索， 锚索拉力不低于 30MPa， 锚索排间距为 24001600mm， 每排两根； ③由 2.3 节 可知巷道帮部锚杆至少为 1.92m， 因此巷道两帮选用 规格为 Φ20mmL2000mm 的锚杆，锚固力不低于 80kN， 间排距为 850800mm， 两帮各 3 根， 上、 下两 端锚杆与水平方向夹角为 15锚索托板采用 300mm300mm16mm 的鼓形铁托板，并铺设 800800mm的钢筋网， 网孔为 5050mm。 3.2围岩控制效果分析 为了检验巷道围岩支护效果，优化锚杆设计方 案，在试验段巷道每隔 5m 布置一个矿压监测站， 对 11- 102 工作面围岩表面变形量持续监测直至数据基 本稳定， 矿压监测结果如图 4 所示。 对巷道围岩位移量进行了 40d 的监测， 巷道围岩 随时间变形趋势基本相同， 在 30d 后顶板累计下沉量 稳定在 30mm， 累计底臌量达到 39mm， 两帮移进量累 5 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 计达到 24mm。可以看出， 巷道围岩的变形破坏程度 得到了明显改善。 图 3巷道围岩矿压监测结果 同时，在试验段围岩布置钻孔并安装多点位移 计， 对围岩不同深度位移量进行监测， 得到巷道顶板 的矿压监测结果如图 5 所示， 巷道帮部围岩的矿压监 测结果如图 6 所示， 巷道底板的的矿压监测结果如图 7 所示。 图 4巷道顶板深部位移曲线 图 5巷道帮部深部位移曲线 图 6巷道底板深部位移曲线 由图 5 可得， 在支护后的 10d 内， 顶板下沉量不 断增加， 在 50d 时顶板各深度位移量基本稳定， 深度 为 1.2m、 1.6m、 2.0m、 2.5m、 3.0m、 6.0m 处顶板下沉量 分 别 为 14.9mm、 22mm、 27.1mm、 31.7mm、 35.9mm 及 39.7mm， 随着顶板深度的不断增加， 相对围岩变形位 移量逐渐减少，也就是说越浅的位置所受到扰动越 大， 围岩变形量越大[5]， 最大变形量发生在 0～1.2m内， 变形量达到 14.9mm， 占总变形位移量的 38， 顶板变 形得到有效控制。 由图 6 可知， 在支护后的 15d 内， 两帮移进量不 断增加，之后在 50d 时帮部各深度位移量基本稳定， 深度为 0.8m、 1.2m、 1.6m、 2.0m 处两帮移进量分别为 12.2mm、 15.7mm、 18.2mm 及 19.8mm，最大变形量发 生在 0～0.8m 内， 变形量达到 12.2mm， 占总变形位移 量的 62， 表明在帮部锚杆作用下， 帮部围岩的位移 变形稳定在较小的范围内。 由图 7 可得， 在支护后的 25d 内， 底臌量不断增 加， 之后在 50d 时底板各深度位移量基本稳定， 深度 为 1.2m、 1.6m、 2.0m、 2.5m、 3.0m、 6.0m 处底臌量分别 为13.4mm、 20.4mm、 26.7mm、 31.5mm、 34.5mm及 37.2mm， 最大变形量发生在 0～1.2m 内， 变形量达到 13.4mm， 占总变形位移量的 45， 现支护对巷道底臌 起到了积极作用。 4结论 针对正益煤业 11- 102 运输巷的具体情况， 通过 对巷道围岩变形规律及稳定性分析，提出了针对 11- 102 工作面运输巷道的支护方案， 并结合工作面 实际情况对围岩控制措施进行了具体设计。根据矿 压监测结果可知， 在现有支护方式下， 巷道顶板累计 下沉量为 30mm，底臌量为 39mm，两帮移进量为 24mm， 且围岩深部位移稳定在较小范围内， 可知该 种支护手段极大地改善了围岩稳定性， 满足了安全生 产要求。 参考文献 [1] 王景春. 煤层巷道复合顶板结构对其稳定性影响分析[D]. 西安科技大学,2018. [2] 王江. 浅埋煤层大采高综采面顺槽围岩破坏机理及其支 护技术[D].西安科技大学,2017. [3] 陈勇. 沿空留巷围岩结构运动稳定机理与控制研究[D].中 国矿业大学,2012. [4] 鲁岩. 构造应力场影响下的巷道围岩稳定性原理及其控 制研究[D].中国矿业大学,2008. 作者简介 李建平， 男， 汉族， 1977 年 9 月出生， 山西原平人， 本科， 2016 年 1 月份毕业于太原理工大学采矿工程专业，现从事 生产技术管理工作， 现职称采煤工程师。 （收稿日期 2019- 4- 13） 6 ChaoXing