四台矿复合顶板锚网索支护技术应用(1).pdf

江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 大同煤矿集团有限责任公司四台矿81024工作 面即将进入准备阶段， 文章以51024巷的掘进为背 景，51024巷自410盘区东回风巷沿90方位开口掘 进，南邻410盘区81022面准备回采，东部为高山煤 业，北部为21024巷（81024工作面运煤、进风巷），14 煤层410盘区51024巷为81024工作面运料巷、 回风 巷，81024工作面采掘工程平面见图1。51024巷沿14 煤层掘进，煤层总体中高、东西低，呈一背斜构造， 煤层中部薄，东西厚，煤层下部有0.1～0.6m夹石。 煤层最厚2.8m，最薄2.2m，平均结构为1.7（0.3） 0.4m，煤层倾角变化不大，平均3。51024巷高度 为3.2m，宽度为4.6m，沿顶起底掘进。巷道顶底板 岩层特征见表1。 图1 51024巷采掘工程平面 表1顶底板岩性特征 四台矿复合顶板锚网索支护技术应用 陈 磊 （同煤集团四台矿，山西大同037007） 摘要针对复合顶板条件下巷道变形严重的问题，本文以四台矿51024巷的掘进为背景，采用FLAC3D软件模拟分析软弱 夹层对于巷道围岩稳定性的影响。 结果表明，软弱夹层位于锚杆锚固区时，锚杆支护效果较差，据此设计增加锚索密度来保 证支护强度，采用分类支护的方式控制围岩，现场应用试验过程中矿压监测结果表明，51024巷掘进期间围岩稳定，支护效 果显著。 关键词软弱夹层；复合顶板；位移观测；巷道支护 中图分类号TD353文献标识码B文章编号1006-2572（2020）02-0057-04 Research and Application of Cable Anchor Support Technology for Composite Roof in Sitai Coal Mine Chen Lei （Sitai Coal Mine, Datong Coal Industry Group, Datong, Shanxi 037003） Abstract Aiming at the problem of serious deation of the roadway under the condition of composite roof, taking the tunneling of 51024roadway in Sitai Mine as the background, the paper uses FLAC3Dsoftware to simulate and analyse the influence of weak interlayers on the stability of the roadway surrounding rock. Results show that when the weak interlayer is located in the anchorage area, the bolt support effect is poor. According to this design, the anchor cable density is increased to ensure the support strength, and the surrounding rock is controlled by the classification support . Key words weak interlayer; composite roof; displacement observation; roadway support 顶底板名称岩石名称厚度，m岩性特征 老顶细砂岩 9.8-15.08 12.44 灰色，具水平层理，以 石英为主。分选性较 差，圆球度较好 软弱夹层泥岩 0-0.08 0.40 黄色粉末状，极破碎， 分选度较差 57 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 为具体了解直接顶与老顶间软弱夹层对于巷道 稳定性的影响，根据巷道实际地质条件，采用FLAC3D 建立适当的数值模型［1-2］，模拟分析软弱夹层对于锚 杆支护效果的影响。 模拟14煤层埋深为400m，模型 上部均布载荷P为10MPa， 煤层 厚度取2.8m， 51024巷高度为3.2m， 宽度为4.6m， 锚杆长度为 2.4m，锚固端长度为0.6m，综合考虑边界效应、计 算精准度、 速度等方面因素， 设计模型尺寸为长、 宽、高分别为48m、16m、44m，模型见图2。 软弱夹层位于直接顶和老顶之间，夹层的厚度 取0.4m，由于直接顶厚度变化，软弱夹层与锚杆的 相对位置可分为①夹层位于锚杆锚固端和端头之 间，夹层距巷道顶板1.2m，即顶板1.2～1.6m范围 内为软弱夹层；②夹层位于锚杆锚固端，顶板2.0～ 2.4m范围内为软弱夹层；③夹层位于锚杆锚固范 围外，顶板3.0～3.4m范围内为软弱夹层。 . 图2几何模型 在不同顶板条件下进行巷道的开挖，巷道的锚 杆支护参数参照临近工作面回采巷道的支护参数 选取，顶板和两帮锚杆间排距为700mm800mm， 记录不同条件下围岩位移情况的模拟结果，得到的 结果见表2，并得到围岩的塑性区分布见图3。 （a）夹层层位1.2～1.6m （b）夹层层位2.0～2.4m （c）夹层层位3.0～3.4 m 图3模拟围岩塑性区分布情况 根据图3及表2结果可以看出， 软弱夹层位于 1.2～1.6m范围内时， 由于夹层内岩体强度较低， 首先发生塑性破坏，软弱夹层的塑性区与巷道顶板 浅部围岩产生的塑性区贯通，锚杆锚固在坚硬岩层 中， 顶板岩层形成的塑性区呈上宽下窄的形式分 布，巷道表面的位移主要表现为顶板下沉和两帮内 移；软弱夹层位于2.0～2.4m范围内时，锚杆锚固 在软弱夹层内， 顶板岩层塑性破坏深度明显增大， 锚杆锚固区岩体全部塑性破坏，锚杆未能锚固在坚 硬岩层内，大大削弱了锚杆的支护效果，顶板下沉 量和两帮内移量显著的增大； 软弱夹层位于3.0～ 3.4m范围内时， 软弱夹层与顶板锚杆锚固段距离 较大， 顶板岩层的塑性破坏深度和范围明显的减 小，巷道表面位移量相对于前两种情况也明显的减 小，支护效果良好。 综上分析可知，当顶板岩层内的 软弱夹层位于2.0～2.4m时（锚杆锚固段内），对于 顶板锚杆的支护效果造成很大影响，软弱夹层位于 锚杆锚杆锚固区以外时，对于锚杆支护效果影响较 小，从而对巷道围岩的稳定性影响也较小。 表2围岩位移量模拟结果 夹层层位，m顶板 1.2～1.6 围岩位移量 ，mm 85.5 2.0～2.4138.4 3.0～3.470.9 底板 10.6 4.6 7.5 煤帮 56.9 74.8 42.5 顶底板名称岩石名称厚度，m岩性特征 直接顶砂质泥岩 1.24-3.25 2.10 灰色，具薄层状斜波状 层理以石英为主，夹碳 质薄层，分选度较差 直接底泥岩 0.7-6.24 3.47 灰色，块状，含少量植 物化石 58 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 根据以上模拟分析结果， 结合四台矿51024巷 的围岩条件，针对顶板内软弱夹层的分布层位采用 分类支护的方式控制围岩， 设计51024巷的高强预 应力锚网索支护参数。 根据软弱夹层分布层位对巷 道围岩稳定性的影响，将软弱夹层的分布分为两种 情况分别设计其支护参数，情况一软弱夹层层位 在1.6～3.0m间（软弱夹层对于顶板锚杆锚固段存 在较大影响）；情况二软弱夹层层位在0～1.6m间 或者距巷道顶板3.0m以外 （软弱夹层位于顶板锚 杆锚固段范围以外）；情况一条件下，顶板锚杆锚固 在软弱夹层内，锚杆的支护效果较差，故增加锚索 来保证支护强度，巷道详细支护见图4。 方案一支护详情顶板采用高强锚杆预应力长 锚索支护，锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹，直径22mm， 长度2400mm，同排锚杆间距为700mm，排距为800mm， 每排7根，靠近帮部的锚杆向两帮倾斜15安装，其 余5根垂直顶板安装，每根锚杆锚固剂为K2335、Z2360 树脂药卷各一支， 安装时预紧力距不小于150Nm， 锚杆配套采用M托盘，并采用配套的M钢带进行同排 锚杆的联结。 顶板锚索采用直径17.8mm的预应力 钢绞线，锚索长度为6300mm，锚固剂为K2335树脂 药卷一支和两支Z2360树脂药卷， 安装时预应力不 小于100kN，采用“五花布置”，间距为1500mm，排 距为800mm，所有锚索垂直顶板施工，顶板采用双 层网护表，注塑网位于巷道内部，钢筋网位于外部， 网片横向搭接宽度为100mm。 两帮支护所用锚杆和网 片的规格与顶板相同，间排距为700mm800mm，每 排5根锚杆， 靠近顶板和底板的锚杆安装时分别设 置15的仰角和俯角，靠近巷道腰线的三根锚杆沿 水平方向施工。 （a）支护断面 （b）展开 图4锚网索支护方案一 对于顶板软弱夹层分布情况二条件下， 软弱夹 层对于锚杆支护的影响较小，具体的支护方案为顶 板锚杆规格不变，间排距调整为1000mm800mm， 每排4根， 均垂直顶板安装， 沿巷道中心线对称分 布。顶板锚索规格不变，锚索间排距调整1000mm 800mm，每排5根，沿巷道中心线对称布置，最外侧 59 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 的锚索距离帮部300mm， 并且向帮部倾斜15施 工，锚索间通过M型钢带联结，两帮锚杆支护参数不 变，其支护见图5。 四台矿51024巷采用上述支护方案掘进期间， 采用“十字布点法”监测围岩的位移情况［3-4］，由于篇 幅所限，给出两种支护方案下较为典型的围岩位移 变化规律见图6， 对于软弱夹层分布情况一条件下 的巷道围岩，成巷约一周后围岩趋于稳定，两帮累 计位移量稳定在25.5mm， 顶底板累计位移量稳定 在16.5mm，巷道变形量很小，支护效果良好；对于 软弱夹层分布情况二条件下的巷道围岩，成巷约10 天后围岩趋于稳定，两帮移近量稳定在32.5mm，顶 底板移近量稳定在26.0mm，围岩位 （a）支护断面 （b）展开 图5锚网索支护方案二 （a）支护方案一（b）支护方案二 图6 51024巷掘进期间围岩变形曲线 （下转64页） 60 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 2222222222222222222222222222 分析图4可知，2-126回风巷、 胶运巷超前支承 压力在工作面煤壁逐渐推进中的变化趋势如下 ①回风巷工作面前方100～50m的范围内，单 体支柱压力表读数基本未发生变化，均为初始压力 值9.73MPa，之后随着工作面的推进，其幅度逐渐 增加，但是，当工作面推进至11.7m处时压力值由 19.25MPa迅速降低， 推测该处支柱工作阻力降低 是由垫木压裂，支柱无法正常接顶引起的；在此之 后， 随着巷道顶板继续下降，支柱再次接顶，支柱 工作阻力经历一段平稳期后继续上升， 在距工作 面煤壁1.2m处达到23MPa的支柱安全阀开启值。 ②胶运巷超前工作面100～46m范围内， 单体 柱压力数值基本不发生变化，压力表数值为初始压 力17.2MPa，当单体柱压力测点与工作面距离小于 46m时，此时随着工作面回采作业的进行，单体柱 的压力数值出现逐渐增大的现象，测点与工作面距 离小于30m时， 单体柱压力值增幅速度陡然增加， 直到在距工作面位置8.9m处时达到一个高峰 30.46MPa，之后随着工作面的继续推进，支架工作 阻力平稳，平均值维持在30MPa，直到工作面推进 至0m处时压力值达到最大值31.07MPa。 基于上述分析，结合数值模拟结果可知，超前 支承压力的影响范围约为工作面前方50m范围，超 前支承压力的峰值在23～30MPa的范围内，应力集 中系数约为1.8， 超前支承压力的峰值出现在在工 作面前方约15m的位置处。 根据2-126工作面的具体地质条件， 通过理论 分析与数值模拟分析工作面回采时上覆岩层的移 动规律， 得出基本顶的初次来压步距约为38.9m， 周期来压步距约为15m，结合数值模拟结果与现场 实测结果可知，工作面超前支承压力影响范围约为 50m， 应力峰值出现在超前工作面15m的位置处， 数值为23～30MPa。 参考文献 ［1］ 任文涛,陈军涛,刘炜震.基于超前支承压力影响指标 的矿井分区研究［J］.矿业研究与开发,2019,39（10） 71-75. ［2］ 吕建为,代进.采场覆岩结构对采场支承压力的影响 分析［J］.中国煤炭,2018,44（11）72-77104. ［3］ 王瑞.浅埋深厚煤层覆岩运动规律研究［J］.煤炭工 程,2018,50（10）101-105. ［4］ 屈永超.综放沿空留巷覆岩运动规律及监测研究［J］. 西安科技大学学报,2018,38（1）65-70. 作者简介周宝江（1988-），男，山西运城人，2010年7月毕 业于太原理工大学阳泉学院（煤矿开采）专业，助理工程师， 现从事煤矿生产技术工作。 收稿日期2020-01-09编 辑廖文德 移量略大于情况一，但是巷道围岩仍 稳定。 综上可知，本次设计的支护方案能够有效的 控制51024巷的围岩变形，支护效果显著。 采用FLAC3D建立适当的数值模型， 对四台矿 51024巷掘进进行模拟分析表明， 巷道顶板岩层内 软弱夹层的分布层位对于锚杆支护的效果存在很 大影响，当锚杆锚固在软弱夹层内时，锚杆的支护 性能较差， 据此对该条件下的支护参数进行优化， 通过加密顶板锚索解决锚杆支护性能差的问题，现 场应用期间的观测结果表明， 四台矿51024巷采用 优化后的支护措施后，围岩位移量小，支护效果良 好。 参考文献 ［1］ 李建波.复合顶板动压巷道围岩应力演化和支护技术 研究［J］.中国矿业,2019,28（12）110-115. ［2］ 刘学晔,严国超,张远方.巷道复合结构破坏机理及锚 注支护控制技术研究［J］.矿业安全与环保,2019,46（6） 102-106. ［3］ 张勇,樊伟峰,薛定亮,等.中厚煤层复合顶板切顶卸 压无煤柱开采关键参数研究［J］.煤炭科技,2019,40（5） 31-34. ［4］ 戴晨.恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支 护优化技术研究［J］.煤炭工程,2019,51（9）70-73. 作者简介陈磊（1984-），男，山西大同人，2009年7月毕 业于太原科技大学，机械工程及其自动化专业，现职称工程 师，现从事煤矿掘进专业。 收稿日期2020-02-10编 辑廖文德 （上接60页） 64