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212020 年第 9 期 武 辉树儿里矿 2204 巷掘进过断层围岩控制研究 树儿里矿 2204 巷掘进过断层围岩控制研究 武 辉 （大同煤矿集团同生树儿里煤业有限公司，山西 大同 037100） 摘 要 为降低破碎带给巷道掘进及使用造成的不利影响，在对巷道遇断层掘进、围岩变形影响特征及构造应力测量分 析基础上，提出以强顶板为核心的围岩控制措施，制定巷道围岩控制方案及施工技术要求。采用提出的围岩控制措施后， 巷道过断层破碎带时围岩变形量最大为 86mm，支护措施可以满足巷道掘进安全需要。 关键词 煤巷 支护 断层 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.09.008 Study on Surrounding Rock Control of Over-fault in the 2204 Roadway of Shuerli Mine Wu Hui Datong Coal Mine Group Tongsheng Shuerli Coal Industry Co., Ltd., Shanxi Datong 037100 Abstract In order to reduce the disadvantageous influence of roadway excavation and use caused by crushing, based on the analysis of roadway driving with fault, surrounding rock deation characteristics and structural stress measurement, the surrounding rock control measures with strong roof as the core are proposed, and the control scheme and construction technical requirements of roadway surrounding rock are ulated. After adopting the control measures, the maximum deation of surrounding rock is 86mm when the roadway passes through the fault fracture zone, and the supporting measures can meet the safety needs of roadway excavation. Key words coal roadway support fault 收稿日期 2020-03-02 作者简介 武辉（1986），男，山西左云县人，本科，2016 年毕业于重庆大学采矿工程专业，助理工程师。 断层是煤炭开采时常遇地质构造，回采巷道在 掘进过断层期间，受断层破坏带影响围岩支护条件 变差，容易出现顶板冒落，给巷道围岩控制带来一 定影响 [1-3]。在巷道过断层时需要根据围岩变化情况 及时调整围岩控制方案 [4]。以树儿里矿 2204 巷掘过 F39、F40 正断层为例，对巷道过断层期间的围岩控 制技术措施进行归纳总结。 1 概况 树儿里煤矿可采煤层为 3煤层，3煤层东北 - 西南走向，倾向东南，平均埋深 210 m，北高南低， 煤层倾角 7，厚度 11.8 ｍ，硬度（f 值）34。直 接顶为 2.265.29 m 的砂质泥岩，基本顶为 9.1 m 的 砂岩，直接底为 1.353.25 m 的细砂岩。 2204 巷 长 度 483.6 m， 周 边 均 为 实 体 煤， 沿 煤 层 底 板 掘 进， 矩 形 断 面（ 掘 宽 掘 高 52003300 mm）。采用综掘，破煤用 EBZ-260 综掘机，运煤用 DSJ80/255 胶带。正常条件下 支护采用锚网索 钢带。现 2204 巷已掘至 150 m 处，预计在 160 m、188 m 位置分别揭露 F39 正断 层 （H1.2 m， 135∠50） 、 F40正断层 （H2.0 m， 35∠ 53）。为了确保巷道过断层安全，原设 计采用组合锚索和锚索吊挂工字钢补强支护措施 来控制围岩变形。 2 断层对围岩控制影响分析 2204 巷道掘进至 F39、F40 断层附近时，地应 力分布关系见图 1。其中最大主应力（σ1）为垂向， 中间主应力（σ2）平行断层走向，最小主应力（σ3） 与断层面垂直。 2204 巷由断层上盘进入到下盘，在掘进中底板 最先受断层影响，破碎程度增加，在最大垂向应力 及水平应力同时作用下，底板会出现底鼓；掘进过 破碎带时，顶板破碎且垂向应力直接作用下顶板， 巷道顶、底板及巷帮均表现出较大变形；当通过破 碎带后，巷道底板为砂岩，其余为煤层，砂岩强度 显著高于煤层，在垂向应力作用下围岩变形以顶板 武 辉树儿里矿 2204 巷掘进过断层围岩控制研究 222020 年第 9 期 沉、巷帮收敛为主，底鼓量保持在低位。由于巷道 底板为砂岩，顶板及巷帮为煤层，因此应针对上述 特征进行强顶板支护。 图 1 2204 巷道与 F39、F40 断层附近应力关系 通过分析，断层对巷道掘进造成的影响归结起 来有以下几点 （1）断层造成煤岩层错位，扰乱巷道原有的 设计布局。同时断层会降低附近煤体稳定性，给后 续的煤炭生产带来影响，最主要的是煤体中矸石含 量增加。 （2）由于断层活化显著，扰乱矿压正常分布， 给围岩控制带来不利影响。 （3）断层作用引起的破碎带容易引起顶板冒 落，给巷道掘进及支护工作正常开展带来不利影响。 若 2204 巷出现冒落，由于煤层厚度较大，冒落问 题难以处理。 （4）在巷道过断层期间，需要根据实际地质 条件选择合适的围岩控制措施，提升巷道掘进及支 护安全系数。 3 围岩控制技术方案 3.1 缩小巷道断面 为了确保巷道安全、平稳通过断层，降低掘进 对围岩影响，2204 巷从掘进 155 ｍ位置（即与断层 相距 5 m）开始变更巷道断面和支护形式。在保证 巷道掘进、运输以及通风不受影响前提下，将巷高 由 3300 mm 降低至 3000 mm，巷宽保持不变，掘进 断面由 17.16 m2缩小至 15.6 m2。 3.2 巷道补强支护 3.2.1 顶板强化支护 （1）顶板正常支护 锚杆为 Ф222 000 mm 螺纹钢，间排距为 10001000 mm，每排 7 根，角锚杆距相邻锚杆 600 mm，采用钢质托盘（13013010 mm），除 两侧角锚杆外斜 15外，其余锚杆均垂直顶板， 配套采用 43002503 mm 的五眼钢带。金属网 （规格 58001 200 mm）用 8镀锌铅丝编制，网 孔5050 mm， 网片长边垂直于巷道掘进方向布置。 （2）过 F39 正断层时补强支护 采 用 Ф17.810300 mm 的 钢 绞 线， 间 排 距 13002000 mm，每排 3 组，每组 3 根锚索，采用钢 质托盘（50050016 mm），锚索在两钢带间均匀 布置。采用 11矿用工字钢加强支护，3 根锚索吊挂 1 根工字钢，工字钢长度 4500 mm，眼距 1500 mm， 工字钢布置在两排钢带间，与组合锚索交错布置， 工字钢与组合锚索距离为1000 mm。支护设计见图2。 （a）支护断面图 （b） 顶板支护平面图 图 2 过 F39 正断层时补强支护设计 （3）过 F40 正断层时补强支护 采 用 Ф17.810300 mm 的 钢 绞 线， 间 排 距 20002000 mm，每排 2 组，每组 3 根锚索，采用 钢质托盘（50050016 mm），锚索布置在两排 钢带间。支护设计见图 3。 3.2.2 两帮强化支护 巷帮用 Ф182000 mm 螺纹钢锚杆，间排距 10001000 mm，每排 2 根，上边锚杆距顶 600 mm， 与水平线呈 15上斜布置，其余均与煤壁垂直。 托盘采用 4502804 mm 的 W 短节钢带，垫片板 1101108 mm。巷帮支护设计见图 4。采用的护帮 金属网应紧跟掘进面铺设，以便减小空帮距离。 232020 年第 9 期 武 辉树儿里矿 2204 巷掘进过断层围岩控制研究 （a）支护断面图 （b）顶板支护平面图 图 3 过 F40 正断层时补强支护设计 图 4 巷帮支护设计示意图 3.3 施工技术要求 （1）中线与巷帮间距离、锚杆（索）间排距 偏差均应控制在 100 mm 以内。 （2）锚杆、锚索采用锚固剂锚固时时间控制 应满足表 1 要求。 表 1 锚固剂锚固时时间控制要求 搅拌时间等待时间承载时间 812 s4190 s不小于 15 min （3）锚杆、锚索外露长度分别 1050 mm、 150250 mm。 （4）托板必须与顶或帮紧贴，应横竖成排。 （5）锚杆、锚索锚固力、拉拔力以及预紧力 要求见表 2。 表 2 锚杆、锚索支护时预应力要求 Φ22 mm 螺纹钢锚杆Φ18 mm 螺纹钢锚杆锚索 锚固力拉拔力预紧扭矩锚固力拉拔力预紧扭矩锚固力拉拔力预紧力 ≥ 140 kN ≥ 126 kN220 Nｍ≥ 100 kN≥ 90 kN≥150 Nｍ ≥ 320 kN ≥ 288 kN ≥ 170 Nｍ （6）金属网搭接长度≥ 200 mm，连接采用 14铁丝，铁丝间距≤ 100 mm，排距≤ 200 mm， 呈三花布置，扭结不少于 3 圈。两网要相互对齐， 顶网采用钢带压住搭接处。网片拉紧并紧贴顶帮。 （7）失效的锚杆在其旁边 200 mm 处补打，并 达到支护质量要求。 4 围岩控制效果分析 在巷道掘进过 F39 断层 1 m 处及掘进 161 m 位 置对围岩变形量进行监测，监测结果见图 5。 从图中可以看出，采用强顶板支护措施后，巷道 掘进穿过 F39 断层 11 d 后围岩变形逐渐趋于稳定，巷 帮及顶底板最大变形量分别为 65 mm、85 mm；支护 30 d 后，巷帮及顶底板最大变形量分别为 66 mm、 86 mm。掘进期间巷道顶板未出现冒顶倾向，表明 采取的围岩控制措施可以提升巷道围岩完整性，确 保巷道使用安全。 图 5 巷道围岩变形监测结果 5 总结 通过分析 2204 巷围岩特征、断层对巷道掘进 （下转第 26 页） 武 辉树儿里矿 2204 巷掘进过断层围岩控制研究 262020 年第 9 期 及围岩控制造成的影响，提出强顶板支护的围岩控 制方案。 现场应用表明，采取强化顶板支护方案后，巷 道过断层 11 d 时巷帮及顶底板最大变形量分别为 65 mm、85 mm；过断层 30 d 后，巷帮及顶底板最大 变形量分别为66 mm、 86 mm， 围岩控制效果达到预期。 【参考文献】 ［1］ 朱海峰 . 过连续断层区煤巷掘进及支护技术研究 [J]. 煤矿现代化，2020（01）56-58. ［2］ 武东亮 . 巷道过断层群稳定性分析及支护技术研 究 [J]. 能源与节能，2020（01）124-125128. ［3］ 张勇 . 巷道过断层破碎带掘进与支护技术研究 [J]. 山东煤炭科技，2019（12）66-68. ［4］ 郭晓朋 . 掘进巷道过断层支护技术探究 [J]. 能源 与节能，2019（11）91-92. （上接第 23 页） 通过计算得到该顺槽进行巷道注浆加固作业时的注 浆压力为 3.64 MPa，为使现场作业人员便于施工， 确定 4 MPa 的注浆压力。为了使破碎围岩的注浆加 固取得良好的效果，现场注浆时，原则上注浆至注 浆泵自动停止，即围岩内浆液可以扩散到裂隙全部 充填为止。 注浆钻孔的排距与间距可参考浆液通过注浆钻 孔的扩散半径进行布置，通过公式（3）可得到巷 道注浆作业时浆液的扩散半径 R0 00 0 2kt r p R η （3） 现场每个注浆钻孔的注浆时间t取13300 s， “天 地加固 1 号”化学浆材料的相对黏度 μ 为 2.68，注 浆时的注浆压力 P0取 6 MPa，该矿所用注浆管路半 径 r0为 7.5 cm，3210 运输顺槽工作面侧的孔隙率 η 和渗透系数 k 分别为 4、0.015 cm/s。计算得浆液 扩散半径为 5 m，即浆液通过注浆钻孔可形成半径 5m 的半圆形加固区域。但是加固区边缘的加固效 果小于加固区中心的效果，因此，相邻两排注浆钻 孔的排距小于浆液的扩散半径，即使两排注浆钻孔 的扩散半径有一部分重叠，可以得到更好的加固效 果，因此设计注浆钻孔的排距为 3 m。 通过上述参数计算，并考虑本次工程背景中注 浆加固只需要 3210 运输顺槽工作面帮注浆后降低 回采至注浆区域煤壁片帮现象的发生，减小三角区 液压支架移架的困难，并不需要长期稳定，故只设 计 3210 运输顺槽工作面帮上距顶 500 mm 处和距顶 1500 mm 处分别布置一个注浆钻孔，靠近顶的钻孔 设计仰角 20，靠近底的注浆钻孔水平布置，如图 3 所示。注浆钻孔排距 3000 mm，随采在超前工作 面 10 m 处进行打孔及注浆作业以保证工作面的正 常回采。 3.2 应用效果分析 3210 运输顺槽在应用上述注浆方案进行工作面 帮的加固后，工作面回采期间工作面与运输顺槽交 界的三角区基本没有大面积片帮现象出现，并且三 角区液压支架没有安全阀开启现象发生，工作阻力 始终保持在工作面液压支架平均工作阻力范围内。 说明由于运输顺槽侧工作面帮进行注浆加固，使顺 槽围岩自身具备较好的承载能力，回采造成的扰动 及超前支承压力作用没有破坏注浆加固后的整体结 构，工作面推进时三角区液压支架移架顺利，超前 预注浆加固取得了较好的效果。 图 3 3210 运输顺槽注浆钻孔布置示意图 4 结论 本文对破碎巷道围岩注浆加固作用机理进行分 析，将注浆加固作用机理概括为压力拱加固作用、 为锚杆索提供着力基础、提升支撑结构作用、强化 锚杆索支护 4 点，并设计 3210 工作面运输顺槽内 超前工作面 10 m，注浆钻孔深度 5 m、排距 3 m、 注浆压力为 4 MPa 的超前预注浆参数。进行现场应 用后，解决了工作面回采时三角区煤壁片帮及移架 困难的问题，超前预注浆取得了较好的效果。 【参考文献】 ［1］ 徐香庆，郭文喜 . 松软破碎围岩巷道注浆加固技 术应用研究 [J]. 煤炭工程，2012（07）29-31. ［2］ 宗义江，韩立军，韩贵雷 . 破裂岩体承压注浆加 固力学特性试验研究 [J]. 采矿与安全工程学报， 2013，30（04）483-488. ［3］ 邢敏 . 破碎回采巷道围岩注浆加固机理与工艺研 究 [D]. 太原太原理工大学，2015. ［4］ 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