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3 0 煤矿支护 2 0 0 4 年第 1 期 深 部 回 采 巷 道 的 支 护 设 计 李金洲 李伟张玉涛 王延国 [ 新汶矿业 集团公司协庄煤矿] 摘要随着开采深度的不断增加，巷道的支护问题日 趋严重。通过现场监测修改 支护设计，采用加大锚杆长度来增加组合拱厚度，有效地控制巷道 的变形，提高了 支护效果。 关键词深部巷道 支护设计矿压监测 协庄煤矿矿井开采已经进入一8 5 0 m水平， 深部巷道支护将是影响深部开采的主要因素。 一 8 5 0 m水平深部围岩的软岩特性十分明显， 除一部分围岩本身强度低呈现软岩特性外， 即使 坚硬岩石也会呈现明显的软化和弱化现象， 并受到流变时间效应的影响。 深部围岩的流变大、 变形趋势增强，表现为巷道矿压显现明显，常规的支护设计和支护形式难以有效地维护住大 流变围岩。如何解决深部围岩巷道的支护问题就成为亟待研究的问题。 1 工程概况与地质条件 1 2 0 1 E运输巷位于我矿一8 5 0 m水平首 采 区东翼 ，是一8 5 0 m 延深水平首采工作面 运输巷。巷道设计长 l 1 8 0 m，按 中线沿二层 煤顶板施工。 二层煤厚 1 ． 9 ～2 ． 7 m， 倾角1 5 ～ 2 5 。 ，平均 2 0 。 。巷道埋深 l l 0 0 m。 二层煤 煤。 直接顶为砂质页岩， 厚 0 ～ l 1 ． 5 6 m，平均 3 ． 9 4 m，性脆致密 、水平层 理发育、易破碎 冒落 。其上为灰白色细砂岩 老顶，厚 8 ． 8 7 m，成分以石英长石为主，坚 硬、局部层理发育，分布稳定。老顶之上为 煤。 ， 厚 0 ． 3 5 m， 顶板为砂质页岩， 厚 2 ． 9 ～ 9 ． 5 0 m， 平均 6 ． 2 5 m。 再上为中粒砂岩层 ， 厚 3 ． 3 0 m。 煤 底板为砂质页岩， 厚 0 ～3 ． 6 3 m， 平均 1 ． 6 7 m。 其下为 1 ． 4 1 m厚的细砂岩。 再 下为煤3 ，厚0 ． 6 3 m。 2 初始设计与巷道变形分析 2 ． 1初始设 计 根据围岩分类标准，1 2 0 1 E运输巷围岩 为 Ⅳ类不稳定围岩。根据我矿锚杆支护巷道 实践及公司有关技术规定，通过工程类比法 确定巷道的支护形式为锚、带、网加锚索联 合支护。 顶板采用直径 2 0 mm、 长 2 0 0 0 mm 的 全螺 纹钢 等 强 锚 杆，间排 距 为 6 5 0 X 8 0 0 mm ，每根锚杆使用 2卷 Z 2 8 3 3型树脂锚 固剂卷锚固，设计锚 固力不低于 1 3 0 k N。两 帮采用直径 1 8 mm、长 1 8 0 0 mm 的全螺纹钢 等强锚杆，间排距为 8 0 0 X8 0 0 mm ， 每根 锚杆使用 2卷 Z 2 8 3 3型树脂锚 固剂卷锚固， 设计锚固力不低于 7 0 k N。锚杆 的杆体材料 为 2 0 Mn S i 钢 ，其伸长率不低于 1 5 。W 钢 带规格长 宽为 2 8 0 0 X2 7 5 mm 。 金属网采 用 1 0 镀锌铁丝菱形网。 巷道顶板上每隔3 m 增补一根锚索。两帮采用直径 1 2 m m软钢制 作的钢筋梯子梁加强护帮。 2 ． 2 巷道监测结果与分析 为了了解支护效果，巷道开挖后设置了 1 表面位移观测站及时进行了观测 。经过两 个多月的现场实测， 测得4 0 组数据。 通过观 测数据的整理分析得出以下结论自巷道开 挖后两周内变形剧烈， 而在其后的4 7 天内渐 趋稳定。 1 4 天内两帮移近量达 3 6 8 m m， 移近 速度平均 为 2 6 ． 3 ram／ 天 ；顶底板 移近量达 1 7 8 mm， 移近速度平均为 1 2 ． 7 mm／ 天。 其后 维普资讯 2 0 0 4 年第 1 期 煤矿支护 3 1 4 7 天内， 两帮移近量是 9 7 m m，移近速度平 均只有 2 ． 1 m m／ 天； 顶底板移近量是8 6 m m， 移近速度平均只有 1 ． 8 ram／ 天。 两帮6 1 天总 移近量是4 6 5 m m， 移近速度平均为7 ． 6 ra m／ 天； 顶底板 6 1 天总移近量是 2 6 4 m m， 移近速 度平均为 4 ． 3 ram／ 天。以上观测数据说明巷 道总体变形量较大，从巷道变形形式看，表 现为围岩整体移近 、断面缩小 。虽然采用锚 索加强支护 ，但 由于锚具质量较差 ，锚索没 有起到应有的作用。为减小巷道变形量 ，决 定进行支护设计修改 。 3 支护设计修改 3 ． 1 理 论计算 根据修正的普氏免压拱理论 ，考虑埋深 和周围采动条件后，无支护条件下巷道两帮 的破坏深度 c为 c一 [ 一 1 ] h t g T9 0 -- 31 0 0 0 f m 。 一 L 2 式中 k巷道周边挤压应力集中系数 ， 一 般按 K _-- 2 取值； L 巷道的跨度，3 ． 3 m； r 上覆岩层的平均容重，2 ． 5 t ／ m 3 ； H巷道的埋深 ，l l 0 0 m； 采动影响的无因次系数 ，取 1 ； f m 煤的坚固性系数 ，为 2 ． 5 ； a L _ 一 煤层的内摩擦角，为 2 9 。 ； h 巷道的高度 ，2 ． 7 m。 将上述数据代入后得 c 2 ． 8 7 5 m 巷道上方的松动高度 b为 b -- c o s a 式 中k 顶板岩 层 的稳定性系数 ，取 0 ． 4； f 岩石的坚 固性系数，取 3 ． 5 。 将上述数据代入后得 b----2 ． 9 9 7 m 由以上计算结果可以看出，顶板破坏深 度达到 3 ． 0 m， 悬吊理论已不适用。 在这种情 况下，采用组合拱理论进行支护设计更为合 理。根据组合拱理论，锚杆对围岩的作用机 理是通过锚杆使松动范围内的破裂岩石强度 恢复到近似于原岩强度， 形成一定厚度的组 合拱以支护围岩，保持围岩稳定。组合拱的 厚度与锚杆间排距及锚杆长度有关。一般认 为组合拱厚度在 0 ． 8 ～1 ． 3 m范围内就能满 足保持围岩稳定的要求，围岩条件好时取下 限 ，围岩条件差时取上限 。 3 ． 2 支护 参数 的确 定 组合拱厚度公式为 t L D 式中 t 组合拱厚度， 在此时取 1 3 0 0 m m； L锚杆锚入围岩长度； D锚杆 间、排距 。 方案一是通过缩小锚杆间、排距来增加 组合拱厚度。 取原锚杆长度为 2 0 0 0 mm， 其锚 入围岩长度为 1 9 0 0 mm，则锚杆间、排距为 6 00 mm 。 方案二是通过加大锚杆长度来增加组合 拱厚度。取原锚杆间、排距 8 0 0 mm，则锚杆 锚入围岩长度为 2 1 0 0 m m，锚杆总长度应为 2 2 0 0 mm。 方案比较 方案一 方案二 顶板 两帮 顶板 两帮 规格 直径 2 0 1 8 2 0 1 8 ram 长度 2 0 0 0 1 8 0 0 2 2 0 0 2 0 0 O 单价 元／ 套 1 7 ． 2 1 3 ． 1 1 8 ． 7 1 4 ． 1 巷道用量 套／ m 9 ． 2 1 2 ． 2 5 ． 3 8 ． 5 支护费用 元／ m 3 1 8 ． 0 6 2 1 8 ． 9 6 经比较方案二比方案一巷道支护费用减 少 9 9 ． 1元／ m，整个巷道可节约 1 0万元 。因 此选择方案二进行巷道支护，并将巷道掘进 高度增加 1 0 0 mm。 4 巷道支护效果 我们在更改支护段设置了2 表面位移 维普资讯 3 2 煤矿支护 2 0 0 4 年第 1 期 观测站。巷道开挖后 1 4 天内两帮移近量是 2 1 5 mm，移近速度平均为 1 5 ． 4 mm／ 天 ； 顶底 板移 近 量 是 1 0 4 ra m，移 近 速 度 平 均 为 7 ． 4 2 mm／ 天 。巷道 两 帮 6 1天 总 移近 量 是 2 7 6 m m， 移近速度平均为4 ． 3 m m／ 天； 顶底板 6 1 天总移近量是 1 3 5 m m，移近速度平均为 2 ． 1 m m／ 天。 由以上数据可以看出， 巷道变形 量明显减少。经过 8 个月的观察证明了修改 设计的成功 ，从而有效地控制了巷道 围岩变 形，满足了生产要求。 5 结论 ①深部回采巷道由于围岩破坏深度的增 大，当通常锚杆长度不能深入到关键承载圈 时，利用锚杆与钢带的加固作用，在破坏区 内形成 次生关键承载层” 组合拱 ，使围 岩深部关键承载圈内的应力分布趋于均匀和 内移，从而提高关键承载圈的承载能力，提 高巷道支护效果。 ②矿压监测是保证锚杆工作可靠性、锚 杆支护巷道稳定性和保证安全的重要手段。 通过监测获得围岩状况数据，为修改设计提 供科学依据 。 ③选择加大锚杆长度来增加组合拱厚 度，是提高巷道支护效果的一种经济、可行 的方法。 参考文献 陆士良等 ． 锚杆锚固力与锚固技术 ． 北京 ． 煤炭工业出版社 ． 1 9 9 8 ． 第一作者简介李金洲 男，1 9 6 3 年出生。 现在新汶矿业 集团公司协庄煤矿从事矿 井设计和技术管理工作，任生产技术部主任 助理，工程师。邮政编码2 7 1 2 2 1 收稿 日期 2 o o 3 一O 2 1 3 ；责任 编辑胡林 济二矿 两项科技 成果通过鉴 定 由兖矿集团济宁二号煤矿与山东科技大 学、 西安科技大学共同完成的“ 孤岛工作面综 采放顶煤开采技术研究” 和济宁二号煤矿与 中国矿业大学共同完成的“ 复杂选煤系统的 宽约束整体优化配置及系统控制” 这两个项 目已通过了山东省科技厅组织的成果鉴定。 “ 孤岛工作面综采放顶煤开采技术” 针对 济二煤矿 2 3 0 3 工作面三面采空、矿山压力 大、存在大断层、顺槽及相邻采空区自燃危 险性大的实际问题，采用现场实测、数值分 析和理论分析相结合的方法，利用高强树脂 全长锚固支护系统以及采用计算机模拟手段 和注胶防灭火技术，集通风优化、煤自燃预 测 、危险区域判定、瓦斯管理 、防火应急等 于一体，建立了一套适应孤岛综放工作面的 通防安全保障体系。应用这一体系不仅改善 了巷道支护效果、节约巷道维护费用，而且 保证了综放工作面安全顺利地穿越大断层， 有效控制了孤岛沿空软底顺槽的围岩变形。 经过 6 个 月的开采 ，共安全产煤 1 8 2 ． 9 万 t ， 回采率达 8 2 ． 2 ，创产值 4 亿余元。 “ 复杂选煤系统的宽约束整体优化配置 与系统控制”优化 了生产系统配置 ，提高了 综合管理和控制水平，解决了多项影响生产 的问题。济二煤矿选煤厂的额定年入洗能力 由原设计 1 8 0万 t 增加到 3 0 0万 t ， 实际核定 年入洗能力为3 6 0 万t 。 整个生产系统运转可 靠，实现了 “ 与矿井同步扩大生产能力” 、 “ 增加精煤产量， 减少电煤”的目的。 上述两 项科技成果在山东省科技成果鉴定中得到了 中国煤炭工业技术委员会、中国矿业大学和 山东技术大学等单位的领导、专家们的高度 评价，被认为都达到了国际先进水平，具有 推广应用价值。 摘自l 煤 炭 信 息 局 刊 维普资讯