深部煤巷刚柔二次耦合支护围岩控制技术.pdf

文章编号 1 ∞3 5 9 2 3 2 0 t 0 4 一q o 1 8 0 2 深部煤巷刚柔二次耦合支护围岩控制技术 冯学武 ， 张忠温 ， 曹暮平 ， 张卫东 中国矿业大学． 江苏 撩州 2 2 1 0 0 8 摘要 分析 了深部堞 层巷 道的网岩变形特点应采用 刚柔二农耦舍 支护的理 论依 据 ， 据 此进行 了锚 杆与 锚索支护参数确定． 通过现场实测， 巷道围岩变形得到了有效控制． 取得 了良好的控制效果 关键词 深部开采； 煤层巷道} 耦台支护 中图分类号 TD 3 5 3 文献标识码 B 近年来 ， 随着矿井煤炭开采范围的不 断扩大， 开采深度不断增加 。 据统计， 我国立井深度在 5 0年 代平均不到 2 0 0 m， 而 9 0年代平均已达 6 0 0 m， 相当 于平均每年 以 1 0 m 的速度向深部发展 ； 随着矿井 采深的加大 ， 巷道 围岩在高应力作用下所呈现的大 变形、 大地压 、 难支护的特点更加突出。 姚桥矿现开 采 的二水 平标高 为一6 5 0 m， 煤层 采深 已达 7 0 0 m 以上， 煤巷 围岩变形量 和一水平 浅部相 比明显增 大， 维护困难。因此， 研究深部开采条件下， 煤层巷 道锚杆、 锚索刚柔二次耦合支护的合理参数， 对巷 道的有效控制和工作面的高效开采具有重要意义。 1 地质及生产技术条件 7 3 6 1综放面走向长 1 2 7 1 m、 倾斜长l 8 o m， 煤 厚 2 ． 6 ～6 ． 4 2 i “1 1 ， 平均 4 ． 5 i “1 1 ， 倾角 4 ～1 2 。 ， 平 均 8 。 ， 容重 1 ． 3 8 t ／ m 。 该面北为设计 7 0 0 7面材料道 ， 南为设计 7 3 6 0面运输道， 东为袁堂支断层， 西为中 央采区边界下山， 工作面标高一6 4 5 ～一7 2 6 r12 。地 面标高3 2 ． 3 2 ～4 - 3 2 ． 7 4 m。直接顶为泥岩、 砂质 泥岩 ， 厚 1 ． 1 ～7 ． 5m， 平均 3 ． 3m。老顶 为灰白色 细砂岩， 厚 4 ． 9 ～9 ． 5m， 平均 7 ． 3m。直接底为灰 黑色泥岩 ， 厚 0 ． 6 ～5 ． 7m， 平均 2 ． 1 m。工作面上 下巷道为矩形 断面， 巷宽 4 ． 8 m， 高 2 ． 8 m。 2 深部巷道围岩变形控制的支护原理 巷道围岩的变形破坏是一个时阃过程， 工程实 践表明， 巷道围岩和支护体共同作用下的支一围体 系的失稳总是表现为先从局部产生变形、 损伤、 破 坏、 进而导致整个支护体失稳。其根本原因是巷道 支护体力学特性、 围岩力学特性和岩体应力荷载性 质的不耦台所造成的。 这种不耦合体现在支一围关 系中的强度、 刚度和结构等方面。 在层状岩体l中开挖巷道， 当顶板在一定范围内 不存在坚硬稳定岩层时 ， 锚杆的作用一方面是依靠 锚杆 的锚 固力增加各岩层问的摩擦力 ， 防止岩石沿 层面滑动， 避免各岩层出现离层现象； 另～方 面是 锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度 ， 阻止岩层问的 水平错动， 从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩 层锁紧成一个较厚的岩层， 形成组台粱。这种组合 梁在上覆岩层载荷作用下， 其最大弯曲应变和应力 都将大大减小， 组合梁的扰度亦减小， 而且组合梁 越厚， 粱内的最大应力、 应变和梁的扰度也就越小。 3 刚柔耦台支护参数的确定 在姚桥矿 7 3 6 1 工作面条件下， 采用锚网、 锚索 刚柔耦合支护方式 。 3 ． 1 锚杆支护参数确定 根据该煤层的地质条件以及围岩的控制特点， 锚杆选用直径 0 2 O m m， 材质为2 0 Mn S i 的建筑螺 纹钢高强度锚杆 。 1 锚杆长度确定。 锚杆长度根据巷道断面形 状和围岩条件并应用组合梁加固理论计算。 由锚杆 加固的顶板组合梁， 设粱上受均布荷载q 作用。锚 杆长度按下式计算 L LI 4- L2 4- L3 1 式 中L ] 锚杆外露长度 ； L 组合梁厚度或锚杆有效长度， m； 厶锚杆锚固段长度， 取 0 ． 3 ～0 ． 4 m。 r _ ■一 其 中 L o ． 5 K √ 2 收稿 日期 2 o o l 一0 7 2 8 作者简介 冯学武 j 9 5 8 - ， 男． 工程师． 大屯煤电公司姚桥煤矿总工程师． 现为中国矿韭大学工程硕士 】 8 2 o o l／,4 9 4 矿山压 力与硕饭 管理 维普资讯 式中K 安全系数， 一般取 3 ～5 ； K 蠕变安全系数， 取 1 ． 2 0 4 ； K 由组合梁岩层数 目决定 的系 数， 岩 层数分别为 1 、 2 、 3 、 J4时依次为 1 、 0 ． 7 5 、 0 ． 7和 0 ． 6 5 ； B 巷道跨度， r f l ； 顶板煤层抗拉强度 ， MP a ； p 。 原岩水平应力分量， MP a 。 带人数值求解 Ll一 0 ． 1 5 0 ． 0 5 O ． 0 5 0 ． 0 5 0 ． 3 m L3 0 ． 8 m 当巷 道 埋 深 为 7 0 0 r f l时， P 。 1 7 ． 5 MP a ， g O ． 2 8 5 MPa ， 一2 ． 5 MPa ， K1 5 ， K 3 O ． 7 ， B一 4 ． 6 m， 则 _ _ _ _ _ _ _ _ __ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ __ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ __ _ _ _ _ 一 L _ 0 _ 5 1 ． 2 0 4 4 ． 6 √ 兰 0． 8 8 L L1 L 2 L3一 1 ． 9 6 m 也取 L2 ． 0 r f l 。所以， 7 3 6 1面巷道埋深为 7 0 0 r f l 时， 顶板锚杆长度取 2 ． 0 m。 2 锚杆问排距。 合理的锚杆间排距将是以最 低的支护成本达到 良好的支护效果 ， 满 足生产和安 全要求。设锚杆的问距与排距相等， 则锚杆问排距 为 S c ≤ 1 ． 4 4 7 2 d 希 ‘ 3 式中d 锚杆杆体直径 ， f i l m； r 杆体材料抗剪强度， MP a ； K 顶板抗剪安全系数， 一般取 3 ～6 ； 其它符号同式 2 ， 带人数值可求得 S c≤ 1 ． 4 4 7 2 x 2 O x 8 1 2 mi l l 取 8 0 0 mi l l 。所以， 巷道锚杆布置为 顶板 6根锚杆， 间距 8 0 0f il m， 锚杆直径 毋2 0 r f l m， 长度 2 ． 0 r f l ； 两帮各 4根锚杆。 间距 8 0 0 r f l m， 锚杆直径 2 0 t l l r f t ， 长度1 ． 8 m； 锚杆排距 8 0 0 mm 3 ． 2 锚索支护参数确定 预应力锚索加强支护具有锚固深度大， 可将下 部不稳定岩层锚固在上部稳定岩层 中， 可靠 性较 大； 可施加预应力， 主动支护围岩等优点 ， 因此， 为 增加锚杆支护的安全可靠性， 使用小孔径预应力锚 索进行加强支护。 1 锚索长度。 锚索端部必须锚固在上部稳定 岩层中， 根据工作面综台柱状图， 锚索端部应锚固 在厚度为 7 ． 3 m 的细砂岩 中， 且深人细砂岩 中不 小于 2 m， 因此， 锚索长度确定为≥7 ． 0 m。 2 锚索间距。 锚索布置密度按工程类比或经 验 估计， 此 处取 每 排 2根 ， 相 间 2 ． 4 r f l ， 排距 为 2 ． 4 m， 以利于与锚杆排距相匹配 3 锚索支护最佳时同段 。 根据巷道围岩变形 控制 的支护原理， 锚索最佳 支护 时问遵循 以下原 则 ① 当巷道掘出后 围岩变形较为严重时， 锚索 支护应和锚杆支护 同时进行 ； ② 当巷 道掘 出后 围岩为 中等稳 定时， 锚索支 护应在滞后锚杆支护 3 0 ～4 0 m进行。 4 巷道围岩控制效果实测分析 4 ． 1 巷道表面位移量 7 3 6 1面掘 进 期 间 材 料 道 顶 底 板移 近量 为 7 0 r f l m，最 大 移 近 速 度 2 5 ．3 mm／ d，平 均 5 ． 9mm／ d ； 两 帮移 近 量 1 0 4 r f l m． 最大 移 近速度 3 5 ． 9 mm／ d， 平均 8 ． 6 mm／ d 。 掘进稳定后顶底板移 近速度0 ． 2 3 mm／ d ， 两帮移近速度 0 ． 2 5 mm／ d 。运 输 道 顶 底 板 移 近 量 为 7 3 mr f l ， 最 大 移 近 速 度 2 3 ． 9 mm／ d， 平均 5 ． 8 mm／ d ； 两帮移近量1 3 1 mr f l ， 最大移近速度4 1 ． 1 mm／ d ， 平均 1 0 ． 9 mm／ d 。 掘进 稳定后顶底板移近速度 0 ． 2 9 mm／ d ， 两帮移近速 度 0 ． 3 6mm／ d 。 4 ． 2 顶板 离层量 观测结果表明 材料道锚 固区内顶板离层值为 0 ， 锚固医外顶板最大离层值为1 0 f il m， 顶板在巷 道掘出后 1 0 d内离层值达到最大， 之后即稳定； 运 输道锚固区内顶板最大离层值为 6 m r fl ， 锚固区外 顶板最大离层值为 1 0 mr f l ， 顶板在巷道掘 出后 1 4 d 内离层值达到最大。 这说明巷道顶板离层值在合理 范围 内， 顶板锚杆参数的设计也是合理的。 4 ． 3 锚杆锚 固力 实测表 明， 7 3 6 1面材料道上、 下帮锚杆最大锚 固力 3 6 ． 8 k N， 最小 3 5 ． 1 k N， 平均 3 5 ． 2 k N， 均大 于要求的 3 0 k N； 顶板锚杆最大锚 固力7 7 ， l k N， 最 小 7 1 ． 4 k N， 平均 7 2 ． 7 k N， 均大于要求的 6 4 k N 运 输道上、 下帮锚杆 最大 锚固力 3 8 ． 6 k N， 最 小 3 4 ． 2 k N， 平均 3 6 ． 1 k N， 均大于要求 的 3 0 k N； 顶 板锚杆最大锚固力 7 9 ． 8 k N， 最小 7 1 ． 5 k N， 平均 7 3 ． 2 k N， 均大于要求 的 6 4 k N。 锚杆锚固力达到设 计要求， 锚杆支护质量较好。 5 主要结论 1 在巷道的关键部位 ， 下转第 2 1页 矿山压 力与顶板管理2 0 0 1№4 1 9． 维普资讯 征， 即随着时间的增大 ． 围岩移近量出现线性的增 大， 局部出现突变式跃迁 ， 回归结果为 1 煤柱应力集 中作用的区段 Y 一 一 1 0 2 ． 5 3 2 0 ． 6 X 8 ． 6 X2 2 式中y 顶底移近量 ， mm； 两帮移近量， mm； 观测天数， d 。 2 受采 动影响和煤柱高应力迭加作 用的 区 段 Y 一 一 l 1 5 5 ．1 l 2 3 ． 7 9 X1 9 ． 6 7 X2 3 可见 ， 在高应力条件下． 围岩 的变形程度 与时 间存在明显的相应关系， 改进支护形式， 在一定范 围内提高支护强度， 只能延缓围岩失稳的发展进 程， 但不能改变失稳的最终结果 3 控制对策 根据煤柱下巷道的矿压显现机理和显现特征 ． 可提 出如下控制对策 3 ． 1 优选掘进时间， 尽量减少巷遣的闲置时间 在现有条件下 ， 无论怎样改进支护方式， 提高 支护强度， 发挥出的支撑能力与煤柱应力相 比是十 分有 限的， 不能改变闲置状态下巷道围岩的不稳定 蠕变特征 ， 不能保证巷道的长期稳 定， 缩短闲置时 问是在高应力被动大环境下最有效的控制措施。 3 ． 2 改善支护方式， 提高支护强度， 延缓围岩失稳 周期及程度 1 在支护方式上， 选择术锚杆与架棚联合支 护的方式 因术锚杆初锚力在 1 0 k N 以上． 能够主 动支护两帮围岩； 再者， 因巷道服务时间短 ， 可不经 防腐处理， 成本较低 ， 易于安装 ， 而且对煤机割煤无 影响。 2 为提高支护强度， 架棚应优先选择以单体 支柱做胡腿的工字钢胡支架。只要保证初撑力， 软 底及时穿鞋， 同时两帮用锚网补强． 便可有效防止 顶板下沉和两帮塑性膨胀。更重要的是， 此种支护 可直接开帮亮面， 省去 了一般工字钢支架运送、 安 装、 拆 除栅腿 的一系列工序， 这对于提高效率降低 成本将有重要的现实意义。 3 使用单体支柱作栅腿存在一个运输巷如 何开口的问题． 山东科技大学矿压所研制的便携式 乳化泵可以解决此间题。该乳化泵手动起压、 移动 方便、 速度快、 流量大． 两名工人便可操作 ， 完全适 合与掘进迎头的施工． 其技术参数如表 1 。 表 1 乳化泵技术参数 3 ． 3 合理选择巷道位置 现代矿压理论认 为 ] ， 应力集中程度对巷道的 矿压显现程度起决定作用 ， 将巷道布置在煤柱下方 的低应力区是实现 主动控制的根本途径。 据矿压资 料 ， 我矿 2煤煤柱的传递影响角在 5 5 。 左右 ， 则在条 件允许的情况下巷道布置 的最佳位置是 在煤柱边 缘 以外 2 6 ～3 0m 的区域范围内。 4 结语 控制巷道的稳定， 实质是确保围岩大结构的稳 定． 为实现该 目标， 只有从大环境着眼， 从矿压显现 机理出发， 从 自身系统人手 。 在煤柱高应力区内， 对 巷道无论采取何种措施其性质都是被动的， 只有科 学布局． 将巷道布置在低应力区内， 才能实现主动 控制。 参考文献 [ 1 ] 宋振骐． 实用矿山压力控制[ M] ． 棣州 中国矿业大学出版 杜 ． 1 9 9 2 ． [ 2 ] 胡成忠， 黄浩， 桀宇． 跨采巷道矿压显现规律与控制[ J ]矿山 压力与顶扳管理． 1 9 9 9 ， 1 s 3 3 4 ． 上接 第 1 9页 常伴随着高应力损伤与破坏现象， 因此， 采用二次 耦合支护进行关键部位的控制， 是探部煤层巷道围 岩控制的关键。 2 依据深部巷道 围岩变形控制的支护原理 进行煤巷锚杆支护参数和锚索支护参数的确定， 实 测结果表明， 巷道围岩变形得到有效控制． 顶板离 层控制在允许范围内， 支护参数的确定是合理的。 3 实测表明， 7 3 6 1面材料道掘进期问实测 两帮移近量 1 1 7 mm， 顶底板移近量 8 2 mm； 运输 道掘进期问实测两帮移近量 1 4 7 mm， 顶底板移近 量 8 7 mm。顶板离层量锚固区内最大值 6 mm， 锚 固区外最大值 1 0 mm． 巷道 围岩得到了有效控制 。 矿 山压力与顶扳营理2 o 0 1 ． №4 2 1 维普资讯