松软破碎特厚煤层煤巷支护技术研究与应用_李春阁.pdf

煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 1工程概况 公乌素煤业驻新疆 221 团煤矿 1068m 南翼工 作面地面相对位置为吐鲁番盆地北缘，博格达山南 鹿， 地形为南北高， 中间低， 为典型的山前冲洪积凹 地， 其北为低山区， 南为丘陵区， 附近无任何军事设施 和建筑物。井下位置及四邻采掘情况往北先到 1068m保安煤柱线、 1068 运输石门，然后是北翼实 体煤； 南邻地质陷落构造分开的实体煤区域； 东西皆 为稳定岩层。1068m南翼工作面回采 7 煤层， 煤层 厚度 14.94～17.90m， 顶板岩性为粉砂岩， 底板岩性为 中、 粗砂岩， 顶底板详细特征如表 1 所示。 煤层结构简 单， 厚度较稳定， 为全区可采煤层。 1068 运料进风巷 为满足开采时的通风、 运输及行人等需要， 设计长度 600m， 位于 1068 水平避难硐室附近， 掘进范围内无 老空和着火区。 1068 运料进风巷围岩为松软破碎的 煤层， 煤层普氏系数为 0.81.4， 顶底板岩石普氏系数 为 3～4， 为确保 1068m南翼工作面回采期间巷道围 岩的稳定，对 1068 运料进风巷的围岩控制技术展 开研究。 表 1煤层顶底板岩性特征 21068 运料进风巷永久支护参数初步设计 公乌素煤业驻新疆 221 团煤矿 1068 运料进风 巷采用矩形断面，掘巷宽度为 5000mm，高度为 3300mm，根据 7 煤层资料和相邻巷道的支护经验， 1068 运料进风巷采用锚杆 钢筋网 钢筋梯子梁 锚索支护，采用计算法初步设计支护参数。1068 运料进风巷沿 7 煤层底板掘进， 巷道采用矩形断面， 巷道两帮和顶板均为 7 煤层，煤体普氏系数为 松软破碎特厚煤层煤巷支护技术研究与应用 李春阁 ， 张伟光 （新疆工程学院矿业工程与地质学院 ，新疆 乌鲁木齐 830000 ） 摘要 为解决公乌素煤业驻新疆 221 团煤矿松软破碎煤层巷道支护的问题， 对其围岩矿压特征进行 分析谈讨， 采用普氏地压理论和悬吊理论初步确定其支护方案， 并采用 FLAC3D 软件结合具体的地 质条件优选支护参数， 巷道掘进期间进行围岩位移监测， 结果表明， 两帮移近量小于 90mm， 顶底板移 近量小于 70mm， 取得了良好的围岩效果良好。为矿井相似地质条件下煤巷的支护提供参考和借鉴。 关键词 特厚煤层 ； 综放工作面 ； 煤巷 ； 巷道支护 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009-0797 （2020 ） 06-0051-04 Research and Application of Coal Roadway Support Technology in Soft and Broken Extra Thick Coal Seam LI Chunge ， ZHANG Weiguang college of mining engineering and geology, xinjiang institute of engineering , Urumqi 830000 , China Absrtact In In order to solve the problem of roadway support for the soft and broken coal seam of Gongwusu Coal Industry in Xinjiang 221 Regiment Coal Mine, the pressure characteristics of its surrounding rocks were analyzed and discussed, and its support plan was ini- tially determined using Platts ground pressure theory and suspension theory. The FLAC3D software was used in combination with specific geological conditions to optimize the support parameters. The surrounding rock displacement monitoring was pered during the road- way excavation. The results showed that the approach of the two sides was less than 90mm and the approach of the top and bottom floors was less than 70mm. . It provides reference and reference for coal mine roadway support under similar geological conditions. Key words Extra-thick coal seam; fully mechanized caving face; coal roadway; roadway support; 顶、 底板岩石名称厚度m岩性特征 老顶中、 粗砂岩 3.256.48 4.89 灰白色,厚层状构造， 成分 以石英为主,钙质胶结， 泥 质胶结。 直接顶泥岩、 炭质泥岩 1.483.15 2.36 黑色、 灰黑色， 薄层状， 易 破碎。 直接底中、 粗砂岩 3.694.16 3.82 灰白色，厚层状构造， 成 分以石英为主,钙质胶结， 泥质胶结。 51 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 0.81.4， 为松软破碎煤层， 在无支护条件下， 预计巷道 顶板会自然冒落形成冒落拱，帮部煤体发生片帮、 垮 帮等破坏现象。据此选择普氏地压理论[1]、 悬吊理论[2] 对 1068 运料进风巷支护参数进行初步设计。 1 ）顶锚杆通过悬吊作用， 达到支护效果的条件， 应满足 L≥HL1L2（1 ） 式中 L 为锚杆长度， m； H 为冒落拱高度， m； L1 为锚杆锚入稳定岩层的深度， 一般取 0.3m； L2为锚杆 在巷道中外漏的长度， 取 0.05m； 其中冒落拱高度采用普氏地压理论进行计算 H B 2f （2 ） 式中 B 为巷道开掘宽度， m； F 为岩石坚固系数， m； 1068 运料进风巷宽度为 5.0m，顶板为煤体， 普 氏系数取 1.8， 则 H1.78m， 由式 1 可得锚杆总长度应 大于等于 2.13m， 因此初步设计锚杆长度为 2.2m。 2 ）顶锚杆通过悬吊理论校核锚杆间排距 a＜ Q KHγ姨 （3 ） 式中 a 为锚杆间排， m； Q 为锚杆设计锚固力； 100kN/ 根； K为安全系数，取 K2； H 为冒落拱高度， m； γ 为被悬吊砂岩重力密度， 取 25kN/m3； 冒落拱高度为 1.78m， 则计算可得锚杆间排距应 小于 1.06m， 初步设计间排距为 1.0m。 3 ）顶锚杆的锚固长度和锚固力计算 锚杆的锚固长度为 L≥ Pm 2πRτ （4 ） 式中 L0为锚固长度， m； Pm为设计锚固力， Φ20mm 的螺纹钢锚杆破断载荷为 119.4kN； R 为锚 杆孔半径， 直径为 Φ20mm的锚杆孔半径为 14mmΤτ 为树脂药卷与钻孔壁的粘结强度， 取 τ2MPa 需要的药卷长度 L≥ R2- R12 R22 L0（5 ） 式中 L为药卷长度， m； R 为锚杆孔半径， 直径为 Φ20mm 的锚杆孔半径为 14mm； R1为锚杆半径， 取 10mm； R2为树脂药卷的半径， 取 11.5mm； 通过计算可知， 顶板锚杆锚固长度 L0≥0.46m， 则 锚固剂长度 L≥0.49m， 因此选用一支 CK2350 树脂锚 固剂， 锚固剂长度为 0.5m。 4 ）确定锚索长度 L≥LaLbLcLd（6 ） 式中 L 为锚索总长度， m； La为锚索深入到稳定 岩层中的锚固长度， 取 1.8m； Lb为锚索悬吊的不稳定 岩层厚度， 根据顶板围岩性质决定， 取 2.2m； Lc为托 板及锚具的厚度，取 0.06m； Ld为锚索外漏长度， 取 0.25m； 由式（6 ） 计算可得，顶板锚索长度应大于等于 4.31m， 参考该矿类似巷道的支护参数， 锚索长度确定 为 5.3m。根据相关的研究表明， 每 24 根锚杆配备 1 根锚索进行支护， 将取得较好的围岩控制效果， 因此 初步设计顶板锚索间排距为锚杆的 2 倍，采用 Φ18.9mm 的锚索承载力为 240.2kN， 由式 （4 ） 计算得 到锚索锚固长度不小于 1.4m， 由式 （5 ） 计算得到所需 药卷长度不小于 1.25m，每根锚索配备 3 支 CK2350 树脂锚固剂， 实际锚固长度为 1.5m。 31068 运料进风巷永久支护参数模拟研究 为更加合理的设计 1068 运料进风巷的支护参 数， 根据巷道顶底板岩性特征、 岩石力学基本参数， 采 用 FLAC3D软件建立数值模型[34]， 通过模拟分析不同 支护参数下巷道围岩的变形情况， 优选出支护效果良 好， 且经济、 合理的支护方案， 为整个矿井回采巷道的 值设计提供参考依据。模型长、宽、高分别为 50m、 20m、 35m， 1068 运料进风巷断面尺寸长、 宽为 5.0m、 3.3m， 数值模型如图 1 所示。 图 1数值模型示意图 本次研究通过数值模拟对顶板锚杆的间排距、 长 度、 预紧力、 锚索长度、 间排距等参数进行了研究， 由 于篇幅有限， 以锚杆预紧力和锚杆长度为例进行研究 分析。 1068 运料进风巷顶板和两帮均为强度较低的 煤层，锚杆预紧力对于围岩的控制效果异常关键， 合 理的预紧力可以实现支护体快速增阻， 提前巷道浅部 围岩的整体性， 减小围岩初期变形， 充分发挥锚杆主 动支护作用。在锚杆预紧力分别为 10kN、 20kN、 30kN、 40kN 条件下模拟巷道的开挖，待模型计算平 52 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 衡后， 统计巷道围岩的最大位移量， 整理得到图 2 （a ） 所示的结果，对预紧力进行分析时，锚杆规格为 Φ20mm2400mm，间排距为 900mm；在预紧力为 20kN条件下， 模拟不同锚杆长度条件下巷道的掘进， 锚杆长度为 2.02.4m，围岩位移变化曲线如图 2 （b ） 所示。 （a ） 锚杆预紧力 （b） 锚杆长度 图 2数值模拟结果 根据图 2 （a ） 所示结果可以看出， 随着顶板锚杆 预紧力的增大， 顶板和两帮变形量逐渐的减小， 而底 板底鼓量呈现减小后增大的趋势，当锚杆预紧力由 10kN 增大至 20kN 时，顶板下沉量和两帮移近量减 小非常明显， 底板底鼓量也轻微的减小， 当预紧力由 20kN继续增大至 30kN、 40kN，巷道顶板和两帮的位 移量减小幅度明显降低， 且底板底鼓量开始出现轻微 的增大， 因此， 锚杆预紧力设计为 20kN较为合理。根 据图 2 （b ） 所示结果可知， 随着锚杆长度的增加， 围岩 的收敛变形量呈现减小趋势。锚杆长度由 2.0m增大 为 2.4m时， 巷道顶板和两帮变形量明显的减小， 锚杆 长度继续增大至 2.6m时， 围岩位移量减小幅度很小， 因此设计锚杆长度为 2.4m。 41068 运料进风巷支护方案 结合上述理论分析计算及数值模拟研究结果， 最 终设计 1068 运料进风巷详细支护参数 1 ）顶板支护顶板锚杆采用杆体为直径 20mm、 长度 2400mm 的高强度螺纹钢，间排距为 900 1000mm，每排 6 根均匀布置，所有锚杆垂直顶板施 工， 锚杆安装时预紧力距不小于 20kN， 锚固力不低于 100kN； 顶板锚索采用直径 18.9mm， 长度 5300mm 的 钢绞线， 锚索间排距为 2000mm， 沿巷道中心线对称 布置， 垂直顶板施工， 预紧力不小于 150kN。 金属网采 用 10 铅丝焊制的经纬网，钢筋梯子梁采用直径 14mm的圆钢制成。 2 ） 巷帮支护两帮锚杆杆体同样为高强度螺纹 钢， 规格为 Φ202400mm， 间排距 9001000mm， 所 有锚杆均沿水平方向垂直巷帮施工， 金属网和钢筋梯 子梁规格与顶板相同， 帮部锚杆安装时预紧力不小于 20kN， 锚固力不低于 50kN。 1068 运料进风巷支护详 情如图 3 所示。 （a ） 支护断面 （b）顶板支护 图 31068 运料进风巷详细支护情况 5应用效果分析 1068 运料进风巷掘进期间采用上述支护方案， 巷道掘进初期在距离掘进工作面迎头适当距离处， 布 置巷道表面位移监测站， 采用十字布点法监测两帮和 顶板相对移近量， 得到巷道位移量随着与掘进工作面 距离变化的曲线如图 4 所示， 由图可知， 巷道断面开 53 ChaoXing （上接第 50 页） 优化车辆选型，根据目前矿上在用的胶轮车， 合理选型胶轮车， 选择四驱 8 吨自卸车负责运输物 料， 该车型运输能力大， 轮胎为充填式轮胎， 在卧底 巷道内运行时避免扎胎；采用 7t 多功能铲运车， 该 车宽度为 1.8m， 适用于窄巷道运输， 铲运能力大， 双 向驾驶，可有效解决卧底的矸石换装至胶轮车问 题， 铲运效率高。采用卧底机进行卧底， 避免人工进 行卧底， 减轻职工劳动强度， 在施工巷道内设置会 车硐室或巷道交叉口作为胶轮车错车硐室和调车 硐室， 有效解决了交叉运输作业的问题。 巷道卧底出矸时采用卧底机对巷道底板进行 卧底、 7t 多功能铲运机将矸石铲运至 8t 自卸胶轮车 后车厢内， 8t 自卸胶轮车运输至东轨 3 联进行卸 车至耙装区域。巷道进地坪施工所需混合料时， 采 用 8t 车在东轨 3 联皮带卸载点进行接料，然后运 输至卸车地点自动卸车， 实现巷道卧、 装、 运、 卸一 体化。 3结论 针对东翼一进和二进改造施工期间没有现成 的轨道运输系统， 若采用轨道运输系统， 需进行多 部绞车安装、 轨道铺设， 形成轨道运输系统后， 无法 采用现代化机械设备卧底、 装车和运输设备， 需采 用人力卧底、 装车和卸车， 且施工完成后， 需将原形 成的轨道运输系统拆除回撤，不仅施工运输效率 低、 占用施工人员多、 劳动强度大、 而且施工前和施 工后准备和后续工程量较大， 采用上述综合机械化 施工工艺， 对于老矿井采区胶轮车运输系统优化改 造高效施工具有宝贵经验和借鉴意义。 参考文献 [1] 黄福昌 ， 倪兴华。兖矿集团矿井辅助运输技术规范,煤炭 工业出版社， 2008. 作者简介 边德龙 （1987-） ， 男， 汉族， 山东济宁人， 毕业于山东农业 大学， 大学本科学历， 现就职于兖矿集团东滩煤矿生产技术 科从事生产技术管理工作， 工程师， 曾在国内刊物发表学术 论文多篇。（收稿日期 2020- 2- 17） 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 挖后， 顶底板和两帮均出现明显的位移， 随着成巷时 间的增加， 围岩逐渐稳定， 两帮移近量小于 90mm， 顶 底板移近量小于 70mm， 总体而言， 1068 运料进风巷 掘进期间围岩变形量很小，相较于该矿相似巷道， 围 岩变形大幅减小,现场施工作业的安全性、 效率显著 提高， 取得了良好的应用效果。 图 4矿压监测结果 6结论 通过对公乌素煤业驻新疆 221 团煤矿 1068 运 料进风巷的围岩特征进行分析， 确定巷道属于围岩松 软破碎型矿压特征， 采用普氏地压理论及悬吊理论初 步设计其支护参数，通过 FLAC3D软件数值模拟研究 各个支护参数下围岩的控制效果， 进一步优选其支护 方案， 现场应用期间矿压监测结果表明， 两帮移近量 小于 90mm， 顶底板移近量小于 70mm， 围岩位移量很 小， 取得了良好的围岩效果良好， 为巷道的长期安全 使用提供了有力支撑。 参考文献 [1] 张治高,朱庆文,万晓,谭文峰,李廷春.深部特厚松软煤层 巷道支护控制[J].煤矿开采,2019,24 （01） 67- 7221. [2] 王军朝,崔千里.松软厚煤层留顶煤动压巷道围岩综合控 制技术[J].煤矿开采,2019,24 （01） 73- 7634. [3] 崔豪桐. 松软厚煤层综放工作面留巷巷道围岩控制技术 [J].能源与节能,2018 （08） 105- 106. [4] 张福义,任武军.松软特厚煤层综放面回采巷道支护优化 研究[J].煤矿开采,2017,22 （04） 47- 51. 作者简介 李春阁 （1975-） ， 男， 黑龙江省兰西县人， 2000 年 6 月毕 业于河北建筑科技学院采矿工程专业， 副教授， 现从事采煤 方法、 采场及巷道围岩控制方面的教学和研究工作。 （收稿日期 2020- 1- 16） 54 ChaoXing