大断面巷道掘进支护参数优化设计及应用效果研究_程强.pdf

煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 1工程概况 木瓜矿南区左翼下组煤辅助运输巷布置在石炭 系下统太原组的 9、 10 煤层中， 煤岩层赋存较稳定， 顶板均为石灰岩， 平均厚度为 19.9m， 而平均厚度为 0.8～2.6m 的底板为砂质泥岩； 本矿井预计可采煤层分 别是厚度为 2.2～3.8m 的 9 煤层以及厚度为1.4～1.8m 的 10 煤层， 9 煤与 10 煤层夹矸厚度为 0.3～1.0m， 灰黑色， 半坚硬， 薄层状， 具节理。 本次研究对象为 5.5m 宽、 4.4m高的矩形巷道， 位置位于南区左翼下组煤辅助 运输巷， 在掘进初期使用锚杆和锚索对巷道进行维护， 使用锚杆与锚索双重支护的顶板，顶锚杆采用支护参 数为直径 20mm， 总长度为 2.4m的螺纹钢锚杆， 相邻两 根锚杆间距离为 1.3m，每排之间间隔距离为 1.5m， 每 一排布置五根锚杆；另一重防护为直径为 17.8mm， 长 度为 7.3m 的钢绞线， 间排距 25003000mm， 即每排 两根锚索；煤帮采用金属锚杆支护, 规格为直径为 20mm， 长度为 1800mm， 两帮分别布置两根锚杆， 帮锚 杆间排距均为 2000mm2000mm； 南区左下翼辅助运 输巷在原支护方式下巷道变形速度快，且围岩变形量 较大， 因此需要进行补强支护。 2巷道原支护体系破坏特征及围岩变形机 理分析 2.1辅助运输巷破坏程度 图 1巷道表面位移曲线图 为了了解巷道的主要破坏范围及需要补强支护的 主要对象， 矿方在巷道内每隔 50m设置一个观测站， 在 巷道运行期间 0～15 天内每个观测站每天观测记录一 次， 15 天以后每隔 3 天观测记录一次直至巷道围岩变 形趋于稳定， 本次观测总共 60 天， 得到图 1 的观测曲 大断面巷道掘进支护参数优化设计及应用效果研究 程强 （山西焦煤集团霍州煤电集团安全监察局 ， 山西 霍州 ， 031400 ） 摘要 木瓜矿南区左翼下组辅助运输巷为大断面巷道，为了解决掘进过程中原先支护方式下巷道 围岩变形速度过快以及变形量较大的问题， 采用 FLAC3D 软件建立木瓜矿南区左翼下组煤辅助运输 巷支护模型， 对巷道的支护方案进行了对比研究， 确立了锚杆 锚索 工字钢 金属网的支护方式， 对围岩补强了支护。研究结果表明 通过采用上述支护方式， 使顶板最大变形量控制在了 81mm， 两帮 最大变形量控制在了 148mm， 并且在现场实测中得到验证， 有效地控制了顶板及两帮的变形。 关键词 大断面 ； 支护参数 ； 数值模拟 ； 围岩变形 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0080- 03 Optimal design and application effect of large section roadway support scheme CHENG Qiang （Shanxi cokingCoal Group Huozhou Coal Power Group SafetySupervision Bureau , Huozhou 031400 ， China ） Abstract The auxiliarytransportation lane ofthe left winggroup ofthe southern part ofthe papaya mine is a large section roadway. In order to solve the problem of excessive deation speed and large deation of the surrounding rock under the original support mode during the excavation process, the FLAC3D software is used to establish the left wing of the southern part of the papaya mine. The support model of coal- assisted transportation lanes was studied, and the support scheme ofthe roadway was studied. The support ofbolt anchor cable I- beam metal mesh was established, and the surrounding rock reinforcement was strengthened. The research results showthat by adopt- ingthe above support , the maximumdeation ofthe top plate is controlled at 81mm, and the maximumdeation ofthe twogangs is controlled at 148mm, which is verified in the field measurement, effectivelycontrollingthe deation ofthe top plate and the twogangs. Key words Large section ; Support parameters ; Numerical Simulation ; Surroundingrock deation 80 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 线， 从图 1 可以看出在观测的 60 天里顶板最大变形量 接近 370mm， 位移量接近 310mm的巷道帮部， 根据矿 井安全生产手册该巷道严重超过了正常的变形量， 不 能够在继续加深掘进， 必须对原先的支护方案进行改善。 2.2巷道围岩变形机理分析 围岩变形速度过快以及变形量大的原因需要进 一步探究，矿方采用顶板多基点位移计进行了实测， 通过现场数据来进一步体现顶板围岩不同深度岩层 的竖向动态演变，并绘制了围岩竖向位移 - 时间曲 线， 其中本次测量共布置 2 个测站， 测站位置分别位 于距南区左翼下组辅助运输巷开挖处 130m、 290m， 每个测站各布置五个基点，深度分别为 1.7m、 2.4m、 3.6m、 4.8m、 7.2m。 （a ） 距巷道开口 130m（b） 距巷道开口 290m 图 2顶板不同监测深度竖向位移曲线 图 2 中 （a ） （b ） 分别为距巷道开口 130m 和 290m 处的竖向位移时间曲线图， 由上图 （a ） 可知在距巷道 开口 130m处， 在前 10 天内每一个基点都在变化， 1 基点、 2 基点、 3 基点、 4 基点变化速率较小，位移 量分别增大了 5mm、 5mm、 3mm、 4mm左右， 5 基点变 化速率大， 位移量增加了 63mm， 这表明随着浅部基 点的位移量加大，深部岩层胶结能力弱化程度加大； 在 15 天左右， 1 基点、 2 基点、 3 基点、 4 基点变形 逐渐稳定， 5 基点位移量进一步加大为 141mm； 在 40～80 天之间， 5 基点位移量最大为 185mm。从图 （b ） 可以看出在距巷道开口 290m 处， 1 基点、 2 基 点、 3 基点、 4 基点整体速率基本相同， 呈现台阶式变 化， 但是与 130m处的各个基点相比， 基点位移量都大 幅度增大， 其中 5 基点最大位移量达到了 200mm， 这 表明随着掘进的深入围岩的变形量在持续扩大。 通过以上观测数据分析可知， 巷道围岩变形速度 快且围岩变形量较大的原因为巷道开挖卸荷后， 围岩 内部聚积的变形能[2]突然释放， 岩体抗剪切屈服能力 降低， 从而造成围岩的变形量大。通过上述现场实测 发现 原支护方案不利于巷道的快速掘进， 为此有必 要对巷道的支护方案进行进一步改进。 3巷道支护参数优化及效果检验[3-4] 3.1巷道支护参数优化方案 为了改善巷道的支护情况， 矿方通过巷道实际情 况和原有资料，将优化方案定为顶板采用直径为 20mm，长度为 2500mm 高强螺纹钢锚杆，间距为 880mm， 而排拒为 1000mm， 即每排布置 7 根锚杆， 顶 钢绞线采用规格型号直径为 17.8mm，长度为 7.5m， 相邻两根锚索之间距离为 1.8m， 3 根锚索即为一排， 每相邻一排锚索间排距为 2.0m，而巷道两帮采用的 高强螺纹钢锚杆的详细参数为直径 20mm，长度为 2.0m， 在同一排内相邻锚杆之间的距离为 0.9m， 而不 同排之间的距离 1.0m， 两帮每排布置 5 根锚杆， 并且 5 根巷帮锚杆中靠近顶板和底板的两根锚杆要求在 装设时分别向上、向下倾斜 20，另外为了加强支 护，在两帮加上 10001050mm 的钢筋片网（长 宽） ，网孔规格为 8080mm，巷道内架设排拒为 800mm的 11 矿用工字钢支架， 详细布置方案如图 3 所示。 图 3支护优化方案图 3.2辅助运输巷支护效果数值模拟 为了确保优化后的方案可以有效的控制围岩变 形，以木瓜矿南区左下翼辅助运输巷为研究对象， 根 据辅助运输巷围岩物理力学参数， 同时借鉴类似工况 经验， 通过 FLAC3D软件建立南区左下翼辅助运输巷 巷道支护模型， 详细建模过程为根据巷道所处位置对 其周边岩层采用 222 的网格布置， 而后根据不同 的岩石特性在竖直方向上进行等比例建模， 其余均采 用 112 的网格， 模型的约束条件是， 下覆岩层的 底面固定， 四周约束法向位移， 上部自由， 上部施加 7.5MPa 的铅垂作用力。 分别在原支护体系下和优化支护体系下进行模 拟研究其支护效果， 得到不同支护方案下巷道围岩在 水平方向和垂直方向的位移分布图， 分别如图 4 和图 5 所示。 81 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 （a ） 原支护垂直位移分布（b） 优化后垂直位移分布 图 4垂直位移分布图 （a ） 原支护水平位移分布（b） 优化后水平位移分布 图 5水平方向位移分布图 通过分析图 4 （a ） 以及图 5 （a ） 可知， 原始支护方 案顶板下沉量为 360mm， 两帮位移为 300mm， 围岩变 形量过大， 对行人和通风造成影响； 通过观察图 4 （b ） 以及图 5（b ） ，优化后巷道支护方案顶板下沉量为 180mm， 两帮位移为 120mm， 同比原先支护方案， 顶 板下沉量减少了 50， 两帮位移量减少了 60， 较好 的改善了原支护情况下的围岩变形量， 使煤矿生产能 够安全进行； 由此可见矿方提出的巷道支护优化方案 有效的减小了巷道的围岩变形。 3.3围岩控制效果检验 矿方为了确保以后的安全生产以及优化方案的 合理性， 采用了比较直接且合理的方式， 在巷道内部 布置相应的位移检测仪器， 在一定时间内对巷道的变 形情况进行了分析和比对， 进而绘制出了测点巷道表 面位移曲线图和测点巷道变形速度曲线图分别对应 图 6 中的 （a ） （b ） ， 详细布置方法为在南区左下翼辅助 运输巷布置测点， 位于距开挖口 300m 处， 巷道变形 量观测采用 “十字” 布点法， 在围岩表面钻孔， 孔内打 入木桩， 桩头安设测钉， 作为测量基点。 顶板移近量应 选择在巷道断面中心处， 两帮移近量观测点应选择在 腰线位置处。 （a ） 测点巷道表面位移曲线（b） 测点巷道变形速度曲线 图 6300m 处巷道位移曲线及速率图 在图 6 （a ） 中， 测点位于距巷道开挖口 300m 处， 在观测期为 100 天的时间里， 顶板及两帮变形量都在 增大， 最后停止变形的时间约在 74 天前后， 顶板移近 量达到峰值即 81mm时， 时间约为 58 天前后， 而右帮 达到峰值 148mm 时， 时间在 79 天前后， 左帮移近量 达到峰值 102mm 时， 时间约在 65 天前后， 从实测数 据可以看出围岩的变形量都在可接受范围内； 通过观 察图 6 （b ） ， 整个过程的初期即前 10 天左右， 顶板及 两帮的变形速度都较快， 其中两帮速度较快， 达到峰 值 5.03mm/d 的时间在第 8 天前后，通过观察顶板速 度曲线变形速度在 40 天前后达到峰值为 2.12mm/d， 在整个动态过程中变形速度整体在下降，最终在 74 天后基本处于一个静态过程。 综上 通过现场实测发现， 采用锚杆 锚索 工 字钢 金属网的支护方式后， 围岩变形的情况确实得 到了改善， 顶板的最大移近量为 81mm， 帮部的最大 移近量为 148mm， 均在允许的范围内， 可以确保煤矿 的安全生产。 4结论 木瓜矿南区左下翼辅助运输巷在巷道开挖卸荷 后， 围岩内部聚积的变形能突然释放， 岩体抗剪切屈 服能力降低， 围岩变形量大， 矿方根据巷道实际情况 和原有资料，确立了锚杆 锚索 工字钢 金属网 的支护方式， 对围岩加强了支护。而后通过数值模拟 以及实际观测， 掘进期间两帮位移量最大为 148mm， 顶板最大位移量为 81mm， 实测数据都在允许的范围 内， 表明在矿方选择的优化支护方式下， 顶板及两帮 的变形量都得到了控制， 为快速掘进以及安全生产提 供了保证。 参考文献 [1] 徐玉胜,孔宏伟.长平矿大断面巷道耦合让均压支护技术 研究.[J]煤炭工程,2019,51 （05） 92- 95. [2] 高平.煤矿顶板事故不安全动作原因及控制方法研究[D]. 中国矿业大学 （北京） ,2016. [3] 李必传.双沿空掘巷高性能锚杆支护技术的应用[J].煤矿 安全,2003,34 （08） 22- 24. [4] 孙长龙.动压巷道下的支护优化研究[J].煤炭技术,2019,38 （01） ,29- 33. 作者简介 程强 （1980-） ， 男， 山西大同人， 2002 年 7 月毕业于雁北 煤炭工业学校采煤工程专业， 2011 年 1 月毕业于太原理工 大学采矿工程专业， 工程师， 现从事煤矿生产技术工作。 （收稿日期 2019- 6- 24） 82 ChaoXing