紫晟煤业2-1012 软弱顶板巷道支护参数优化研究_任文奎.pdf

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1工程概况 紫晟煤业 2- 101 工作面地表位于北益昌村南部, 地表以丘陵耕地为主, 无建筑物主要开采 2 煤, 煤层 平均厚度为3.65m, 为近水平煤层。2- 1012 回风巷 所处层位为二叠系下统山西组, 2 煤层顶板为软弱 破碎顶板, 主要为砂质泥岩、 局部炭质泥岩伪顶, 其特 征是 深灰色, 泥质结构, 薄层状构造, 有星散状白云 母及黄铁矿; 2 煤层底板主要为砂质泥岩,其特征 是 灰、 深灰色, 泥质结构, 薄层状构造, 有黄铁矿星 散。紫晟煤业 2- 1012 回风顺槽的断面形状为矩形, 断面尺寸 38002800mm,支护方式为锚杆 锚索。 巷道顶板锚索间距 2100mm, 排拒 2100mm, 即顶板每 排布置两根锚索,锚索的直径为 18mm,长度 7000mm, 并且每根锚索配 4 卷 2550 锚固剂。锚杆的 间距为 800mm, 排拒为 800mm, 即顶板每排布置 4 根 锚杆,两侧巷帮分别布置 2 根锚杆,锚杆的直径为 20mm, 长度 2400mm, 并且每根锚杆配 2 卷 2550 锚 固剂。矿方应用上述支护方案后, 回采过程中巷道局 部出现鼓出、 破碎的现象, 围岩变形严重, 影响到了巷 道的正常使用。 22- 1012 巷道原支护体系破坏特征 2.12- 1012 巷道围岩松动圈实测 为了了解巷道的主要破坏范围及需要支护的主 要对象,并进一步判断当前巷道支护的有效程度, 矿 方在回风顺槽内距第一联络巷左侧 150m、 300m 处, 右侧 20m处的 3 个断面进行实测,每个断面顶板布 置 2 个 5m深的测孔,两侧巷帮布置 3 个 3m深的测 孔, 进行松动圈测试。观测结果见表 1。 表 12- 1012 巷道围岩松动圈实测结果 从 2- 1012 巷道围岩松动圈实测结果可以发现 巷道围岩松动圈实测结果 测站顶板巷帮 顶板右侧顶板左侧右帮上右帮下左帮 第一联络巷左侧 150m1.711.422.021.16 1.98 第一联络巷左侧 300m1.361.201.701.66 1.41 第一联络巷右侧 20m2.521.871.98 1.881.30 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 紫晟煤业 2- 1012 软弱顶板巷道支护参数优化研究 任 文 奎 (山西焦煤集团霍州煤电集团安全监察局 ,山西 霍州 031400 ) 摘要 紫晟煤业 2- 1012 巷道顶板为软弱顶板, 现场实测为大松动圈的软岩巷道, 矿方应用原支护 方案后, 回采过程中巷道局部出现鼓出、 破碎的现象, 围岩变形严重, 影响到了巷道的正常使用, 为了 解决该问题, 通过理论研究及数值模拟对 2- 1012 巷道的支护体系进行优化, 得到锚杆 锚索 工字 钢的联合支护方案。结果表明 在采用了优化后的支护方案后, 经过现场应用及回采过程中巷道围岩 深基点位移实测证明该支护体系取得了很好的支护效果。 关键词 软弱顶板 大松动圈 ; 支护设计 ; 多点位移计 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 02- 0012- 04 Optimization of support parameters for soft roof roadway in Zizhen Coal Industry from 2-1012 REN Wenkui (Shanxi cokingCoal Group Huozhou Coal Power Group SafetySupervision Bureau , Huozhou 031400 , China ) AbstractThe top plate ofthe2- 1012road tunnel ofZijingCoal Industryis a weak roof. The field is measured as a soft rock roadway with large loose circle. After the original support scheme is applied by the mine, the phenomenon of bulging and breaking occurs in the roadway during the mining process, and the surrounding rock is seriously deed. In order to solve the problem, the support system of the 2- 1012roadway was optimized through theoretical research and numerical simulation, and the joint support scheme of the anchor rod anchor cable I- beam was obtained. The results show that after the optimized support scheme is adopted, the actual measurement of the deep base point displacement of the surrounding rock in the field application and the mining process proves that the support system has achieved good support effect. KeywordsWeak top ; Omatsu Motor ; Support design ; Multi- point displacement meter 12 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 在回风顺槽内所测断面的松动圈平均厚度约 1.7m, 为大松动圈的软岩巷道。由于松动圈厚度超过 1.5m, 表明原先的支护方式不足以保证巷道围岩的稳定, 因 此需要进行支护优化, 以保证巷道的长期稳定。 2.22- 1012 巷道顶板离层量监测 为了了解原支护体系下 2- 1012 巷道顶板的离层 情况, 在回风顺槽内距第一联络巷左侧 100m、 距第一 联络巷右侧 100m 处的两个断面内从巷道开挖初期 进行为期 40 天的顶板离层的监测作业。本次选用 GUD500 型顶板离层仪进行巷道顶板离层量的监测 作业, 该离层仪操作简单、 读数方便并且技术较为先 进。两个断面的顶板离层量监测结果如图 1 所示。 (a ) 第一联络巷左侧 100m 顶板离层量 (b) 第一联络巷右侧 100m 顶板离层量 图 12- 1012 巷道顶板离层量监测结果 通过观察巷道顶板离层量的监测结果可以发现 距第一联络巷右侧 100m 处的断面顶板深基点和浅 基点的离层量分别为 78mm 和 46mm; 距第一联络巷 左侧 100m 处的断面顶板深基点和浅基点的离层量 分别为 59mm和 38mm。 2- 1012 回风顺槽内距第一联 络巷左侧 100m、距第一联络巷右侧 100m 处的两个 断面深基点的顶板离层量都比较大, 浅基点的离层量 相对较小; 从巷道顶板离层量的变化趋势来看, 由于 巷道开挖初期, 围岩应力得到释放, 因此顶板浅基点 会出现部分膨胀及离层的现象, 但是不会对深基点造 成影响, 后期随着围岩应力的释放, 顶板离层量趋于 稳定。 综上, 巷道开挖后必须及时进行支护作业, 从而 限制巷道开挖围岩应力释放造成的围岩膨胀及离层 的现象。 3巷道支护优化方案 3.1支护方案优化设计 由于 2- 1012 巷道的松动圈范围远大于上覆岩层 的离层量, 所以巷道产生变形的主要原因是由于软弱 顶板不能承受足够的水平应力, 从而导致顶板发生剪 切破坏, 锚索断裂失效, 所以对原支护方案的优化设 计应建立在最大水平应力理论的基础上进行优化, 具 体经验公式如下[1~2] 锚杆长度 LN (1.5W/10 )(1 ) 式中 L为锚杆长度; W为巷道宽度; N 为巷道围 岩的影响系数。 间排距 M≤0.9/N(2 ) 直径 dL/110(3 ) 根据 2- 1012 巷道实际现场情况及矿方现有材 料, 通过计算得出的优化后的支护方案如下 锚杆的 间距调整为 700mm, 排拒仍为 800mm, 即巷道顶板调 整为每排布置 5 根锚杆, 巷帮两侧每排分别布置 4 根 锚杆, 锚杆的直径为 22mm, 长度 2400mm, 并且每根 锚杆配 3 卷 2550 锚固剂;并且 4 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 15, 并且安装锚索、 锚杆时要求其预紧力不低 于 110kN; 为了保证优化后的支护效果, 在上述基础 上在巷道内架设排拒为 800mm的 11 矿用工字钢支 架。优化后的支护示意图如图 2 所示。 图 22- 1012 巷道优化后支护示意图 3.22- 1012 巷道支护效果数值模拟 以紫晟煤业 2- 1012 巷道为研究对象,根据 2- 1012 巷道围岩物理力学参数,同时借鉴类似工况 经验[3~4], 通过 Flac3D软件, 采用摩尔 - 库伦本构模型 建立紫晟煤业 2- 1012 巷道支护模型,结合现场实测 结果,模型 X 方向施加水平应力 17.10MPa,模型 Y 方向施加水平应力 11.3MPa, 模型垂直方向施加垂直 应力 8.30MPa, 对模型边界施加位移约束条件, 模拟 过程中不平衡力<1.010-5N时终止计算。所建模型 13 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 尺寸为 30305m。 建立模型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, 图 3 所示为原支护体系 下和优化支护体系下巷道围岩水平位移分布云图, 图 4 所示为原支护体系下和优化支护体系下巷道围岩 垂直位移分布云图。 (a )原支护体系下(b) 优化支护体系下 图 3不同支护体系下巷道围岩水平位移分布云图 (a )原支护体系下(b) 优化支护体系下 图 4不同支护体系下巷道围岩垂直位移分布云图 通过观察图 3 (a ) 及图 4 (a ) 围岩位移云图可以发 现, 在原支护体系下, 巷道两帮移近量约为 240.8mm, 巷道顶底板移近量约为 278.3mm, 巷道围岩变形量较 大, 影响到了巷道的通风及行人的要求; 观察图 3 (b ) 及图 4 (b ) 应用优化后的支护体系下的围岩位移云图 可以发现, 巷道两帮移近量约为 133mm, 巷道顶底板 移近量约为 150mm, 巷道围岩位移量控制在允许范围 内, 能够满足巷道的通风及行人的要求, 巷道巷帮移近 量和顶底板移近量较原支护体系下的移近量分别下降 了 46和 44.8。因此锚杆 锚索 工字钢的联合支 护方案优化合理, 可以作为 2- 1012 巷道的支护方案。 3.3现场应用及效果 得出上述优化后的支护方案后, 矿方在回风顺槽 内距第一联络巷右侧 20m~100m 范围内进行优化后 支护参数的工业性实验,为了验证支护是否有效, 通 过在距巷道表面不同距离处安装多点位移计来监测 回采过程中巷道围岩深部的位移量进行验证。 2- 1012 巷道在回采过程中的围岩深部位移变化数据 如图 5 所示。 (a ) 顶板深基点位移 (b) 实体煤帮深基点位移 (c ) 靠近工作面巷帮深基点位移 图 5回踩过程中巷道围岩深部位移 由图 5 (a ) 可发现, 顶板覆岩距顶板 0~6m范围内 的最大变形量为 138mm,即顶板下沉总量 138mm, 0~1.2m 范围内、 1.2~2.4m 范围内、 2.4~3.6m 范围内、 3.6~4.8m 范围内、 4.8~6m 范围内的相对变形量分别 为 45mm、 40mm、 25mm、 15mm、 10mm。观察数据发现 顶板 3.6~4.8m 和 4.8~6m 范围内的围岩变形量相近, 这一数据表明顶板上方约 3.6~6m的围岩处于弹塑性 过渡阶段或者处于弹性稳定状态。0~2.4m 范围内的 相对变形量为 85mm,约占顶板全部下沉量的 60, 是主要下沉部分;由图 5(b ) 可发现,实体煤一侧 0~5m 范围内的最大变形量为 135mm, 即靠近实体煤 一侧巷帮近进量 135mm, 0~1m 范围内的相对变形量 为 43mm, 1~2m 范围内的相对变形量为 40mm, 2~3m 范围内的相对变形量为 20mm, 3~4m 范围内的相对 变 形 量 为 15mm, 4~5m 范 围 内 的 相 对 变 形 量 为 15mm。观察数据发现实体煤一侧巷帮 3~5m 范围内 的相对变形量相对于 0~2m 范围内的相对变形量较 小,说明距巷帮 2m 范围内的煤体发生了整体位移, 而 3~5m 范围内的煤体处于弹塑性过渡阶段或者处 于弹性稳定状态; 由图 5 (c ) 可发现, 靠近工作面巷帮 0~2.5m范围内的最大变形量为 210mm,即靠近靠近 工作面巷帮近进量 210mm, 0~0.5m 范围内、 0.5~1m 范围内、 1~1.5m 范围内、 1.5~2m 范围内、 2~2.5m 范围 内的相对变形量分别为 52mm、 47mm、 45mm、 44mm、 23mm。 观察数据发现靠近工作面巷帮 2~2.5m范围内 的相对变形量相对于 0~2m 范围内的相对变形量较 小, 说明距巷帮 2m范围内的煤体发生了整体位移。 综上, 在应用优化后的支护方案后, 巷道两帮及 顶底板的变形均控制在允许范围内, 能够满足巷道通 (下转第 17 页 ) 14 ChaoXing (上接第 14 页 ) 风及行人的要求, 虽然靠近工作面侧的巷帮深基点变 形较大, 但是整体性良好, 因此 2- 1012 巷道支护合 理, 在回采过程中能够保证巷道正常安全的使用。 4结论 紫晟煤业 2- 1012 巷道顶板为软弱顶板, 通过现场 实测发现巷道产生变形的主要原因是由于软弱顶板不 能承受足够的水平应力, 从而导致顶板发生剪切破坏, 锚索断裂失效,所以在最大水平应力理论的基础上进 行优化, 得到锚杆 锚索 工字钢的联合支护。 经过数 值模拟及现场应用实测发现该支护体系能够保证 2- 101 工作面回采过程中巷道正常安全的使用。 参考文献 [1] 郭磊. 弱胶结软岩托顶煤巷道顶板锚固支护机理研究及 应用[D].山东科技大学,2017. [2] 孔祥松. 山西焦煤煤巷围岩稳定性分类与强帮强角支护 技术研究[D].中国矿业大学 (北京) ,2014. [3] 苏锋. 煤巷复合顶板的变形破坏规律分析及合理支护技 术研究[D].西安科技大学,2012. [4] 黄达,康天合,段康廉.水平应力对巷道软弱互层顶板岩体 破坏的数值模拟研究 [J]. 太原理工大学学报,2004 (03) 299- 303. 作者简介 任文奎 (1985-) , 男, 山西霍州人, 2008 年 7 月毕业于山 西煤炭职业技术学院煤炭开采技术专业, 2016 年 1 月毕业 于山西大同大学采矿工程专业, 工程师 (中级) , 现从事工作 (或研究方向) 采矿工程。(收稿日期 2019- 5- 24) 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 3.3注浆管 上排钻孔 直接利用无缝钢管作为注浆管, 管口 加工转接头可以与 φ19mm高压胶管接头连接; 下排钻孔 外部 10m采用 6 分铁管, 2m/ 节, 使用 5 节, 内部采用 PVC管到达孔底。 3.4注浆材料及注浆方式 注浆材料分为两种,缓凝材料作为主要材料, 出 现漏浆时采用速凝材料进行堵漏 1 ) 缓凝材料 水泥 - 纳米灌注剂, 水泥采用 52.5 级普通硅酸盐水泥,辅以 XPM纳米灌注剂为主要添 加剂, 浆液水灰比为 11 0.15, 可根据裂隙发育程度 来具体确定,凝胶时间为 6~15h,结石抗压强度为 5MPa 以上, 用于灌注、 充填较小裂隙; 2 ) 速凝堵漏材料水泥水玻璃浆,水泥采用 52.5 级普通硅酸盐水泥,水玻璃浓度为 30~40B, 模数为 n2.4~3.4,水泥浆和水玻璃体积比例为 1 0.8~10.5,凝胶时间为 1~3min,结石抗压强度为 5MPa 以上, 用于快速凝固堵漏。 3.5效果考察 加固范围为回采进度 800m~880m, 共 80m长度, 累计施工上排钻孔 81 个, 下排钻孔 17 个, 钻孔总进 尺 6382m,消耗 φ73mm、壁厚 6mm 的无缝钢管 5670m, 上排孔平均单孔注浆量 0.8t, 下排孔平均单孔 注浆量 5t, 累计使用注浆材料 149.8t。 工作面推进到陷落柱区域时, 帮部揭露下排钻孔 注浆管, 发现管内、 孔内、 钻孔上下 2m 范围的裂隙, 均得到凝固浆液填充, 扩散效果良好, 顶板发生轻微 下沉, 未发生冒顶现象, 工作面正常推进速度 3m/d, 通过 60m 构造区累计用时 25d,平均推进速度 2.4m/d, 工作面顺利通过 JDX16 陷落柱。 4结论 1 )工作面过陷落柱软弱顶板区域,仅依赖注浆 难以起到良好效果, 必须配合管棚加固技术提高顶板 自身稳定性; 2 )介绍了管棚加固技术原理,分析了管棚合理 层位、 管棚间距和管棚材质选择; 3 )针对赵庄二号井 JDX16 陷落柱,设计了管棚 加固注浆方案并进行了现场试验,钻孔总进尺 6382m, 消耗 φ73mm 的无缝钢管 5670m, 累计使用 注浆材料 149.8 吨, 工作面通过陷落柱区域未发生冒 顶现象, 平均推进速度 2.4m/d, 管棚加固效果良好。 参考文献 [1] 于宪阳,张农,张海韦,等.高分子化学注浆材料处理巷道 大范围冒顶研究 [J].煤矿安全, 2010, 6 10- 13. [2] 王全明. 赵庄矿工作面复合顶板深孔预注浆加固技术[J]. 煤矿安全, 2018, 49 (11) 80- 83. 作者简介 崔志强 (1984-) , 男, 山西晋城人, 2017 毕业于中国矿业 大学, 现在山西晋煤集团赵庄煤业有限责任公司生产技术部 任职, 主要从事采煤和掘进方面的工作。 (收稿日期 2019- 3- 13) 17 ChaoXing
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