干河煤矿松软破碎半煤岩巷支护技术优化研究.pdf

632020 年第 6 期 干河煤矿松软破碎半煤岩巷支护技术优化研究 张会林 （山西霍宝干河煤矿有限公司，山西 临汾 041602） 摘 要 为解决干河煤矿三采区辅助运输巷掘进初期巷道持续变形的问题，通过围岩位移监测、数值模拟等方法，依据 具体的地质条件建立相应的数值模型。从锚杆锚索参数、底板支护等几个方面进行支护方案优化，设计采用锚网索喷 反 底拱联合支护技术。结果表明，新方案掘进期间巷道围岩成巷后快速稳定，取得了良好的支护效果。 关键词 半煤岩 掘进 支护 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.06.023 Optimization of Support Technology for Soft and Broken Semi-coal Rock Lane in Ganhe Coal Mine Zhang Hui-lin （Shanxi Huobao Ganhe Coal Mine Co., Ltd., Shanxi Linfen 041602） Abstract In order to solve the problem of continuous deation of roadway in the initial stage of auxiliary transportation roadway excavation in the third mining area of Ganhe Coal Mine, the corresponding numerical model is established according to the specific geological conditions through the s of surrounding rock displacement monitoring and numerical simulation. According to the specific geological conditions, the corresponding numerical model is established, and the supporting scheme is optimized from several aspects, such as anchor cable parameters, floor support and so on. The results show that the surrounding rock of roadway is fast and stable during the excavation of the new scheme, and good supporting effect is obtained. Key words semi-coal rock driving support 收稿日期 2020-01-06 作者简介 张会林（1990-），男，山西省临汾市洪洞县人，2013 年 7 月毕业于山西大同大学采矿工程专业，助理工程师，现为煤 矿开掘队组主管技术员。 1 工程概况 山西霍宝干河煤矿三采区辅助运输巷作为三采 区准备巷道位于 80m 水平西翼，与 80m 水平西 翼三条大巷垂直布置，北东为西翼三条开拓大巷， 西南侧为变电所。 三采区辅助运输巷布置在1煤中， 煤层结构相对简单，1煤层厚度 0.41.15m，平均 厚度 0.78m，煤层倾角 2 8，平均倾角 5。 基本顶为细砂岩， 平均厚度3.12m；直接顶为中砂岩， 平均厚度 4.96m；直接底为泥岩，平均厚度 4.6m， 深灰色；基本底为 K7 中粒砂岩，厚度 3.04.27m， 平均厚度 3.63m。三采区的三条大巷掘进初期，巷 道表面位移较大，需进行支护方案优化。三采区准 备巷道布置示意图如图 1 所示。 图 1 三采区准备巷道布置示意图 2 原有支护体系及巷道变形特征 2.1 原支护方案 三采区辅助运输巷沿 1煤层底板掘进，采用 半圆拱形断面，掘进断面尺寸为 4.8（宽）m3.6 （高）m，原有支护方式为锚网喷支护。顶板和两 帮锚杆为 Φ182000mm 左旋高强度螺纹钢，锚 杆配套托盘采用长宽 120mm、厚度 10mm 的碟形 钢制托盘，采用树脂锚固剂加长锚固，每根锚杆 642020 年第 6 期 采用 K2455、Z2455 型号树脂药卷各一支，锚杆间 排距为 900900mm，靠近最下部的锚杆距离底板 300mm，巷道表面护表金属网由直径 10mm 的圆钢 焊接，锚网支护完成后，在巷道表面喷射 100mm 的 C20 混凝土。 2.2 矿压显现特征 三采区辅助运输巷采用上述支护方案掘进初 期，采用十字交叉法对巷道表面的位移情况进行监 测 [1]，测点布置在距开口 20m 处。为期 20d 的监 测整理得到图 2 所示的结果。由图 2 可以看出，三 采区辅助运输巷在掘出后，巷道表面的位移随着成 巷时间的延长不断的增大。成巷后 10d 内，巷道顶 底板和两帮的相对移近速度均达到了 11mm/d；成 巷 10d 以后围岩的变形速度有所降低，但是仍维持 在 7mm/d 左右；成巷 20d 后顶底板相对移近量达到 143mm，两帮移近量达到 118mm。巷道围岩变形速 度较快，且持续变形，表明支护能力不足，巷道的 安全状况欠佳，且三采区辅助运输巷服务期间较长， 因此必须采取适当的治理措施。 （a）围岩位移量 （b）围岩位移速度 图 2 矿压监测结果 3 支护参数优化研究 为更加合理地确定三采区辅助运输巷的支护参 数，根据现场详细的地质状况，采用 UDEC 软件建 立数值模拟模型 [2-3]。整个模型将沿巷道宽度方向取 一个截面，模型尺寸宽 高 10060m，模型下 部边界垂直方向位移设定为 0，左右边界水平位移 固定为 0，上部边界施加 12.5MPa 的边界载荷，巷 道围岩本构关系采用摩尔－库仑模型。模型示意图 如图 3 所示。 图 3 数值模型示意图 采用上述模型对三采区辅助运输巷的支护参数 进行优化。为提高巷道围岩的支护强度，主要对锚 杆、锚索、底板的支护参数进行优化。锚杆锚索采 用 cable 单元进行模拟 [4]，巷道表面喷射混凝土， 钢筋梯子梁用 structure 单元模拟，分别建立不同支 护方式条件的数值模型。巷道开挖计算平衡后对巷 道围岩的塑性区发育及围岩位移量进行对比分析， 从而得到最为合理的支护参数。由于篇幅所限，以 锚杆直径为例进行模拟结果分析。目前巷道支护常 用的锚杆支架为 18 ～ 24mm，模拟过程中，锚杆长 度为 2000mm，间排距为 800800mm，锚杆直径 分别为 18mm、20mm、22mm、24mm，不同锚杆 直径条件下围岩的塑性区分布情况如图 4 所示。其 中“*”为正在塑性破坏的单元，“”代表已发 生塑性破坏的单元，空白的代表完整的煤岩体。统 计巷道各个方向围岩的破坏深度和各处的位移，得 到表 1 所示的结果。 由图 4 所示的模拟结果及表 1 所示的统计结果 可知，顶板锚杆直径变化时，顶板岩层塑性破坏深 度不变，帮部和底板围岩塑性破坏深度发生变化， 说明锚杆对顶板支护效果良好。锚杆直径由 18mm 增至 20mm，帮部和底板塑性破坏深度的减小最为 明显。锚杆直径发生变化时，巷道围岩的位移量 均出现不同程度的变化。锚杆直径由 18mm 增至 20mm，巷道表面位移量减小最为明显。锚杆直径 652020 年第 6 期 增大至 20mm 以上，各项指标的减小趋势均变缓。 且总体而言，巷道顶板和两帮的位移维持在较低的 水平，底板底鼓量较为突出，因此设计顶板锚杆直 径为 20mm。锚杆支护具有较好的技术经济性，需 要对底板采取适当的加固措施。 （a）锚杆直径 18mm （b）锚杆直径 20mm （c）锚杆直径 22mm （d）锚杆直径 24mm 图 4 巷道围岩塑性区分布示意图 表 1 数值模拟统计结果 锚杆 （mm） 塑性破坏深度（m）巷道表面位移量（m） 直径帮部底板顶板帮部底板 183.05.347.3536.987.6105.9 203.05.017.0431.483.4100.4 223.04.987.0030.582.499.5 243.04.976.9829.981.998.7 4 半煤岩巷联合支护技术 结合数值模拟研究的结果，最终设计三采区 辅助运输巷采用锚网索喷 反底拱联合支护，参 数如下顶板和两帮锚杆为 Φ202000mm 左旋 高强度螺纹钢，采用树脂锚固剂锚固，每根锚杆 采用 K2455、Z2455 型号树脂药卷各一支，锚杆 间排距为 800800mm，靠近最下部的锚杆距离 底板 400mm。顶板锚索采用直径 15.24mm、长度 7000mm 的钢绞线，每根锚索采用一支 K2455、两 支 Z2455 型树脂药卷，间排距为 16001600mm， 每排两根，沿巷道中线对称布置，安装时预紧力不 小于 100kN，托盘采用 30030010mm 碟形钢托 盘。巷道表面护表金属网由直径 10mm 的圆钢焊接， 锚网支护完成后，在巷道表面喷射 100mm 的 C20 混凝土。底板采用混凝土反底拱支护，先进行卧底， 巷道中部卧底深度不小于 800mm，两帮卧底深度不 小于 500mm，然后预埋底板曲梁和铺金属网，之后 浇筑混凝土并铺碎石子。三采区辅助运输巷最终支 护断面如图 5 所示。 图 5 多层次锚杆支护体系示意图 5 应用效果分析 三采区辅助运输巷围岩条件良好，为防止巷道 支护和掘进施工相互干扰，并给予围岩适度的变形 空间，设计巷道支护滞后掘进工作面一段时间和距 离。巷道掘进速率约为 5m/d，故设计巷道施工顺序 为巷道掘出两天后开始安装顶板和帮部的锚杆， 锚杆支护 23d 后开始安装锚索和喷浆，巷道成型 1020d 后根据围岩的变形情况对局部进行卧底和施 工反底拱结构。 掘进施工过程中，采用十字布点法进行巷道表 面位移监测，测点距离掘进头后方 5m 处，整理得 到图 6 所示的结果。由图可知，巷道成巷后，随着 成巷时间的增大，巷道表面的位移量逐渐增大，但 是围岩的变形速度逐渐减小。成巷约 20d 后，巷 道表面的位移量基本不再增大，巷道围岩趋于稳 定。为期一个月的监测期间，顶底板累计移近量为 68mm， 两帮累计移近量为61mm， 巷道变形量很小， （下转第 68 页） 682020 年第 6 期 说明围岩变形得到了有效的控制。 （a）围岩变形量 （b）围岩变形速度 图 6 巷道围岩变形量监测结果 【参考文献】 ［1］ 王学 . 半煤岩巷联合支护留巷技术研究与应用 [J]. 山东煤炭科技，2019（06）42-444750. ［2］ 吕声瑞 . 半煤岩巷掘进支护参数优化设计研究 [J]. 当代化工研究，2019（06）100-101. ［3］ 寄必鹏 . 复杂地质条件下薄煤层半煤岩巷快速掘 进技术研究 [J]. 内蒙古煤炭经济，2019（09） 120-121. ［4］ 贺富杰 . 半煤巷快速掘进施工工艺的选择及应用 效果分析 [J]. 山东煤炭科技，2018（12）65-67. （上接第 65 页） 13501 轨道顺槽位于 11501 采空区上方。图 3、 4 分别是位于 11501 工作面停采线外侧煤柱上方和 内侧采空区上方 13501 轨道顺槽顶板离层的监测结 果，煤柱上方为支撑压力区，采空区上方为应力降 低区。对比分析这两个图可以看出，位于煤柱上方 的顶板离层量明显大于位于采空区上方的，且煤柱 上方 13501 轨道顺槽的顶板离层变化更加急剧，离 层量增量也要更大。位于应力降低区 13501 轨道顺 槽的顶板离层量变化平缓并趋于稳定，而位于支撑 压力区 13501 轨道顺槽的顶板离层量还在缓慢的增 加。由此可见，巷道围岩应力对巷道顶板的离层发 育有较大影响。 图 3 煤柱上方 13501 轨道顺槽顶板离层 图 4 采空区上方 13501 轨道顺槽顶板离层 4 结语 （1）掘进作业对巷道顶板离层的影响随距掘 进迎头的距离而变化，距离掘进迎头越近，巷道顶 板离层量越大，在距掘进迎头距离增大的过程中， 巷道顶板离层量变化趋势逐渐减小并趋于稳定。 （2）锚杆预紧力矩是锚杆主动支护的灵魂， 提高锚杆预紧力矩，可有效控制顶板离层量。 （3）通过对 11501 工作面停采线外侧煤柱上 方和内侧采空区上方 13501 轨道顺槽顶板离层的观 测分析，得出巷道围岩应力对巷道顶板离层影响较 大，高应力区离层量较大，低应力区离层量较小。 【参考文献】 ［1］ 蒋红军 . 千米深井煤巷变形失稳控制技术研究 [J]. 内蒙古煤炭经济，2019（05）104-105. ［2］ 于玄任 . 矿山掘进巷道顶板分类及稳定性研究 [J]. 世界有色金属，2019（13）263-265. ［3］ 王春平 . 顶板离层仪在巷道顶板稳定监测中的应 用 [J]. 内蒙古煤炭经济，2018（23）35-49.