三软煤层及风氧化顶板支护技术研究_张红平.pdf

三软煤层及风氧化顶板支护技术研究 张 红 平 （霍州煤电鑫钜煤机装备制造有限公司计划企管部 ，山西 霍州 031412 ） 摘要 针对晋北煤业 5- 101 工作面轨道巷特殊的三软煤层及风化不稳定顶板地质情况，研究分析 原支护方案下巷道围岩大变形的原因， 并优化设计支护方案， 提出采用 “加密高强锚杆 注浆锚索” 的 巷道支护方法。通过对巷道变形进行监测，顶底板和两帮最大变形分别控制在 150mm和 200mm以 内， 验证新支护方案可以有效地减小巷道围岩变形， 提高稳定性， 为相似巷道的支护设计提供参考。 关键词 三软煤层 ； 风氧化顶板 ； 注浆锚索 ； 支护设计 中图分类号 TD355文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0148- 04 Study on Support Technology of Three-Soft Seam and Wind-oxidized Roof ZHANG Hongping （Huozhou Coal Group North Shanxi Coal Co.,Ltd. , Shanxi Xinzhou 035100 ） Abstract In viewofthe special geological conditions ofthree soft coal seams and weathered unstable roofin the track roadway in in the track roadway of5- 101 working face of jinbei coal industry, the causes of large deation of roadway surrounding rock under the original support scheme were studied and analyzed, and the support scheme was optimized,and the of “encrypt high strength bolt grouting cable an- chor“ was put forward. Through monitoring the roadway deation, the maximum deation of roof and floor and both sides was controlled within 150mm and 200mm respectively,it is verified that the new support scheme can effectively reduce the roadway surrounding rock deation, improve the stability, and provide a reference for the support design ofsimilar roadways. Keywords three- soft seam; wind- oxidation roof; groutingcable anchore ; supportingdesign 0引言 巷道开挖破坏了地层原应力平衡状态， 导致围 岩内部应力重分布， 在地质构造复杂的三软煤层及 风氧化顶板环境下的沿空掘巷， 开挖扰动和采场动 压的叠加效应对软弱围岩的受力变形作用急剧增 加[1]。因此研究软岩地质条件下沿空巷道的支护技 术， 对于改善巷道支护效果， 削弱巷道围岩变形， 保 证生产环境的安全性， 具有十分重要的意义。 “三软煤层” 指采区的顶板、 底板及煤层软， 即 顶底板的强度低， 开挖后围岩稳定性差， 产生较大 变形， 煤层的赋存条件差[2,3]。徐金海等[4]针对三软 煤巷研制了控制围岩大变形的可缩性支架， 并优化 设计了巷道锚索支护参数； 曹树刚等[5]采用数值模 拟的方法对三软薄煤层巷道围岩应力进行分析， 并 对支护效果进行现场实测； 王沉等[6]提出了三软煤 层下平顶 U 形巷道断面， 并论证了其可以减小应力 集中， 增强巷道支护效果； 唐建新等[7]对高应力三软 煤层回采巷道围岩变形破坏进行研究， 结果表明高应 力加剧了支护结构的破坏， 并优化了支护方案。 虽然目前有许多学者对三软煤层下巷道支护 进行研究，但由于煤矿采区地质条件的复杂多变 性， 仍存在诸多问题。本文以晋北煤业 5- 101 工作 面轨道巷掘进工程为研究背景， 优化设计三软煤层 及风化顶板的支护方案， 为相似煤矿沿空巷道的支 护设计提供借鉴， 有较高的应用价值。 1工程概况 图 15- 101 工作面示意图 晋北煤业公司隶属霍州煤电集团， 位于山西省 静乐县， 井田面积 8.57km2， 主要开采 5 煤层， 核定 生产能力 1.2Mt/a。煤层平均厚度 4.7m， 属于中厚煤 层， 倾角 5～15 ， 平均倾角 10， 埋深约 150m， 采用走向长壁一次性采全高的采煤方法。5- 101 工 作面轨道巷示意图如图 1，轨道巷沿上一工作面采 空区边沿进行掘进， 中间留设 6m 宽煤柱。 根据地质 报告， 该轨道巷伪顶为泥岩 （0～1.2m ） ， 直接顶为灰 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 148 ChaoXing 岩 （0.8～3.5m ） ， 老顶为砂岩 （8～18m ） 。巷道顶部为稳 定性较差的泥岩， 受风氧化作用严重影响， 节理裂 隙发达， 导致其强度明显降低且分布不均匀， 遇水 软化膨胀， 粘结性减弱， 且上部各软弱岩层易发生 剪切滑移， 形成褶皱断裂破碎带， 底板为较稳定砂 岩。该巷道主要沿 5 煤顶板掘进，巷道长约 1250m， 断面为 5.63.4m 的矩形。 2巷道支护现状 2.1现支护方案 目前， 5- 101 工作面轨道巷支护方案如图 2 所 示。顶板采用高强度左旋螺纹钢锚杆， 锚杆规格为 Φ202000mm， 间距为 1000mm， 排距为 900mm， 每 排 6 根， 采用两支 K3252 树脂锚固剂， 锚杆孔直径 为 36mm， 锚杆配备 Φ166000- 80- 6 金属钢筋梁， 并挂金属菱形网，锚杆预紧力 100kN。锚索规格为 Φ17.86200mm， 间距为 2000mm， 排距为 1800mm， 每排 2 根， 预紧力 100kN。 巷道两帮均采用圆钢锚杆，规格为 Φ20 2000mm， 锚杆间距为 1000mm， 排距为 900mm， 两侧 各 4 根， 其中拱顶、 拱底两根呈 15打入， 挂金属菱 形网， 采用 K2335 树脂锚固剂一支， 圆钢锚杆预紧 力 180kN。 巷道底板铺设 300mm 厚、强度为 C20 的混凝 土。 图 2巷道支护示意图 2.2巷道破坏特性及原因 5- 101 工作面轨道巷顶部为稳定性较差的泥 岩， 受风氧化作用影响严重， 且煤层和底板的强度 低， 巷道整体稳定性差， 为典型的 “ 三软煤层 “ 沿空 掘巷。采用上节原支护方案， 巷道初始掘进 90m， 发 生较大变形破坏，最严重处顶底板移近量为 1.5m， 而巷道两帮变形为 400～800mm， 巷道围岩变形如图 3 所示， 其主要特征及原因如下 1） 部分巷道出现大变形， 顶板呈现局部网兜状 破坏， 且呈现非对称下沉变形破坏特征； 底板向上 隆起严重， 最大底鼓量超过 1.5m。分析巷道破坏大 变形的原因， 主要由于三软煤层下巷道围岩应力环 境复杂， 强度较低、 稳定性差， 受 5- 101 工作面巷道 掘进和采掘动压的影响，导致应力产生叠加效应， 同时风氧化顶板节理裂隙发育，极易破碎崩解， 采 空区顶板受力复杂， 煤帮侧相比煤柱侧顶板的下沉 加大， 导致顶板呈非对称下沉变形。 2） 巷道两帮变形破坏明显，局部存在片帮现 象。分析其原因， 主要因为 5- 101 工作面围岩较软， 存在较大的节理裂隙， 受到巷道掘进和采掘动压的 影响， 同时现有支护设计强度较低， 不能抑制围岩 大变形。 3） 锚固作用弱化甚至失效现象较为普遍， 主要 有锚杆锚索破断、 托盘处漏空、 托盘松脱、 槽钢扭 曲、 锚网撕裂等现象。分析其原因， 主要由于支护结 构的设计参数不合理， 导致其不能在该软弱地质条 件下形成稳定的承载结构， 从而达到支护结构极限 承载强度， 产生破坏失效。 （a）顶板非对称沉降（b）帮部变形 图 3巷道围岩变形 3支护方案优化设计 依据上节分析可知， 巷道产生大变形失稳及支 护结构的破坏失效受多因素的共同影响， 使得现有 支护方案的强度较低，不能有效地控制围岩的变 形， 存在极大的安全隐患， 因此有必要对现有支护 方案进行优化设计。 根据 5- 101 工作面轨道巷围岩特性及破坏情 况， 在原支护方案的基础上， 通过优化锚杆设计参 数， 增加锚杆数量， 合理设计锚杆位置， 增大预紧 力， 来提高锚固强度； 同时采用中空注浆锚索对巷 道顶板进行补强支护，该类锚索具有以下优点 锚 索施工完成后可立即施加预紧力，加强锚固效果； 注入化学浆液可以使风化破坏层再次联结， 形成稳 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 149 ChaoXing 固的整体； 注浆锚索可视为多层拱结构， 具有较强 的整体性， 控制深部岩层的破坏变形， 提高支护强 度， 减少离层现象的发生； 化学浆液扩散充填岩层 裂隙， 防止水、 空气的侵袭。采用 “加密高强锚杆 注浆锚索” 的优化设计方案可以减小沿空掘巷的施 工扰动， 从而提高巷道整体稳定性， 减小巷道破坏 变形， 达到安全生产的目的。优化设计后巷道断面 支护如图 4 所示， 具体优化设计方案为 1） 锚杆的间距减小为 800mm，排距减小为 800mm，顶板锚杆数增至 7 根，两帮锚杆数增至 5 根， 且右侧实体煤帮锚杆选用规格 Φ202400mm， 长度进行增加， 左侧和顶板锚杆规格不变， 预紧力 均为 150kN。 2）巷道顶部改用中空注浆锚索，规格为 Φ228000mm， 垂直顶板布置， 间、 排距为 1100 800mm， 每排平行布置 3 根， 中间一根布置在巷道中 心顶板处， 锚索梁采用 12 槽钢连接， 锚索预紧力 应大于 150kN，拉拔力不小于 300kN、锚索钻孔为 30mm，采用锚固剂 K2335 一支、 Z2360 两支，并配 30030016mm 托盘。注浆材料选用 PO42.5 普通 硅酸盐水泥， 水灰比 0.5～1.0， 配置时不断搅拌并加 入 8的 ACZ- Ⅱ注浆添加剂， 直至搅拌均匀。结合 本煤矿实际地质情况和施工经验， 选用注浆压力为 2MPa， 单孔注浆量 1m3， 可依据加固情况实时调整注 浆压力和注浆量。 图 4优化巷道断面图 4优化效果分析 为监测 5- 101 工作面轨道巷围岩变形情况， 评 估优化支护结构的支护效果和支护参数的合理性， 采用 “十字布点法” 布置测点对巷道围岩的变形进 行现场监测。巷道围岩变形监测点选在 5- 101 工作 面轨道巷掘进迎头 20m 范围内，分别编号 1、 2。 对优化支护设计后的巷道断面变形进行监测， 并绘 制监测曲线， 如图 5 所示。 通过对比可知， 2 个测点的巷道变形趋势相似， 巷道两帮位移和顶底板位移均呈现变形剧烈、 变形 减缓、 变形稳定三个阶段。1 测点变形稳定后两帮 最大变形为 179mm，顶底板最大变形为 118mm； 2 测点变形稳定后两帮最大变形为 162mm， 顶底板最 大变形为 88mm。综合 2 个测点的监测数据， 分析可 知采用 “加密高强锚杆 注浆锚索” 对巷道顶板进 行补强，优化支护设计后顶底板最大变形量小于 150mm， 同时两帮变形也控制在 200mm 以内。对比 分析原支护巷道变形监测， 可知优化后的采用 “加 密高强锚杆 注浆锚索”的支护方式和支护参数， 可以有效减小巷道围岩变形， 提高稳定性。 1 测点2 测点 图 5优化支护巷道位移曲线 5结论 通过分析三软煤层及风化不稳定顶板地质环 境下沿空巷道的变形特征及原因， 提出 “加密高强 锚杆 注浆锚索” 的巷道支护方法， 并现场对巷道 围岩变形进行监测， 结果表明该支护方法可以有效 提高巷道整体稳定性， 减小围岩变形， 得到较理想的 支护效果， 对类似沿空巷道的支护设计提供参考。 参考文献 [1] 康红普,牛多龙,张镇,等.深部沿空留巷围岩变形特征与支 护技术[J].岩石力学与工程学报,2010,29 （10 ） 1977- 1987. 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