紫晟煤业2-101回采巷道围岩变形机理与控制研究_张松.pdf

煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 0引言 对于矿井软岩巷道围岩破坏的控制研究， 一直以 来都是煤炭开采行业内的热点话题及难点之一， 针对 各种软弱顶底板巷道的支护与围岩变形控制研究， 众 多专家学者也曾做了详尽研究[1-5]。 霍州煤电集团紫晟 煤业现开采 2 煤层， 煤层直接顶为砂质泥岩层， 最大 厚度达 8m， 基本顶为厚泥岩层， 最大厚度达 10.89m， 对于此类顶板巷道， 以 2- 101 回采运输巷为例， 锚杆 与锚索均难以稳定锚固， 巷道掘进 2～3 个月内出现了 顶板变形严重， 局部破碎冒顶等巷道失稳现象。现采 用理论分析、 现场实测、 支护优化的综合研究方法， 对 较厚泥岩顶板巷道变形机理及影响因素进行了相关 研究分析， 并对现场巷道进行了支护参数优化， 实施 了 “锚 - 网 - 喷” 联合支护方式控制围岩， 取得了良 好的应用效果， 降低了巷道返修率， 具有较大的实际 工程实用价值。 1工程概况 1.1煤层特征 山西霍州煤电集团紫晟煤业 2- 101 回采运输巷 掘进工作面位于矿井一采区， 沿 2 煤层走向布置， 底 板掘进， 设计断面为矩形， 净宽 4.5m， 净高 3.5m， 设计 长度 775m， 主要用于 2- 101 回采工作面运煤及进风。 2 煤层埋深 430m～482m， 平均埋深 456m， 煤层平均 厚度 3.5m， 为中厚煤层， 煤层倾角 1～5， 平均倾角 3， 煤层为缓倾斜单斜简单构造， 煤层硬度 f2～3， 属于稳定性煤层。煤层直接顶为砂质泥岩， 基本顶为 泥岩， 直接底为砂质泥岩， 顶底板岩性特征见表 1。 表 1煤层顶底板岩性特征 1.2巷道支护布置 2- 101 回采运输巷道目前采用锚网索联合支护， 顶板锚杆采用 φ202000mm左旋螺纹钢高强锚杆， 每排 6 根，排间距为 900850mm；帮部锚杆采用 紫晟煤业 2- 101 回采巷道围岩变形机理与控制研究 张松 （霍州煤电集团紫晟煤业有限责任公司 ， 山西 霍州 031400 ） 摘要 为解决厚泥岩顶板巷道围岩变形严重且不易控制的难题， 以霍州煤电紫晟煤业 2- 101 回采 巷为背景， 综合理论分析、 现场实测、 支护优化的方法， 分析了厚泥岩顶板巷道围岩变形特征与变形原 因， 对 2- 101 回采巷支护参数进行了优化。结果表明 围岩变形特征表现为顶板下沉严重、 支护体失 效、 围岩流变性大； 围岩变形主要原因为地质条件复杂、 支护体承载力不足、 顶板下位岩层破坏。 关键词 泥岩顶板； 变形特征； 变形原因 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 03- 0021- 03 Study on deation mechanism and control of surrounding rock in 2-101 mining roadway of Ziyan Coal Industry ZHANG Song （Huozhou Coal and ElectricityGroup Ziyu Coal IndustryCo., Ltd. , Huozhou 031400 , China ） Abstract In order to solve the problem that the surrounding rock deation of thick mudstone roof road is serious and difficult to control, the ofcomprehensive theoretical analysis, field measurement and support optimization is analyzed based on the 2- 101 mining roadway ofHuozhou Coal Mine Ziyan Coal Industry. The deation characteristics and deation causes ofsurroundingrock in thick mudstone roof roadwayare optimized for the support parameters of2- 101 miningroadway. The results showthat the deation characteristics ofsurround- ing rock are characterized by severe roof subsidence, failure of supporting body and large rheology of surrounding rock. The main reasons for the deation of surrounding rock are complex geological conditions, insufficient bearing capacity of the supporting body and destruction of the lower stratumofthe roof. Key words mudstone roof; deation characteristics ; cause ofdeation 顶底板名称岩石名称厚度/m岩性特征 基本顶泥岩 1.35～10.89 平均 6.12 黑灰色， 均匀层理， 含较多植物根茎化 石， 断口平坦， 松软。 直接顶砂质泥岩 0.00～7.94 平均 4.27 灰黑色， 粉砂质， 均匀层理， 含云母片 及植物根茎化石， 松软。 直接底砂质泥岩 3.59～4.87 平均 4.23 灰黑色， 粉砂质， 均匀层理， 含云母片 及植物根茎化石， 松软。 21 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 φ202000mm 左旋螺纹钢高强锚杆，每帮每排 4 根， 排间距为 9001000mm， 帮部最下一根锚杆角度 与巷帮为 75，每根锚杆配套使用 φ1308mm 冲 压碟形垫片一个， 每孔一条 Z2388 树脂锚固剂和一条 CK2360 树脂锚固剂；顶部锚索规格为 φ21.6 8500mm 钢绞线， 采用 “三、 二” 垂直布置， 间排距 16002400mm、 32002400mm，每孔配三条 Z2388 树脂锚固剂，配合 30030014mm的锚索托板； 全 断面铺设 φ3mm 铅丝编制的网孔为 40mm40mm 的金属菱形网。 2- 101 回采巷道在采用以上支护方案后， 当巷道 新掘出后， 巷道顶板表现为光滑平整， 但当掘出巷道 1 个月之后， 顶板表面开始出现崩裂， 2 个月后顶板局 部出现网包， 顶板破坏向更深部演化， 同时巷道两帮 收敛明显加速。距现场围岩打眼探查表明， 巷道顶板 7～8m锚固区出现了更大范围的围岩位移现象，顶板 上方泥岩层整体下沉严重， 已经直接威胁到了巷道的 安全。 2围岩变形机理分析 2.1围岩变形特征分析 结合以往研究中的大厚度软弱顶板变形特征， 经 2- 101 回采巷现场观察与实测分析， 大厚度泥岩顶板 煤层巷道变形破坏特征为 1 ） 巷道顶板下沉严重。现场观测发现， 巷道顶板 下沉量占据顶底板移近量的 70以上，两帮锚杆受 力明显高于顶板锚杆， 说明顶板支护效果不佳， 两帮 受力较大， 随着顶板下沉， 顶板压力必然导致两帮破 坏和更严重的顶板下沉； 2 ） 巷道支护体失效。现场观测发现， 泥岩顶板出 现不同程度的垮落冒顶现象，顶板锚杆部分下滑， 锚 杆杆体被拉出， 锚杆锚索托盘外翻严重， 多处发生掉 落； 还有部分顶板锚索出现拉断现象， 顶板金属网变 形严重， 多处发生破断， 失去支护作用。 3 ） 围岩流变性较大。 巷道掘进期间顶底板移近量 及移近速度如表 2 所示， 在巷道掘进后初始 80 天内， 围岩慢慢稳定， 但 80 天以后， 巷道顶底板移近量出现 明显增加， 动压现象明显。 由此表明， 巷道围岩一直处 于活动期， 长期处于蠕变状态， 巷道压力较大较持久。 4 ） 顶板下位岩层破坏严重。 在现场进行顶板钻孔 窥视如图 1 所示， 分析结果表明 巷道顶板 0～2m 内， 整体较破碎， 内生裂隙发育、 相互贯通， 如图 1 （a ） ； 2～3m 内， 存在一明显水平离层,如图 1 （b ） ； 3～5m 内， 存在垂直裂隙， 但整体较为完整， 如图 1c； 5～8m 内， 裂隙发育， 局部范围有离层， 如图 1d。 且巷道伪顶泥 岩层易风化脱落， 导致顶板不稳定性增加。 表 2顶底板移近增量及移近速度 （a ） 1.6m（b） 2.2m （c ） 4.0m（d） 5.6m 图 1顶板钻孔窥视图 2.2围岩变形原因分析 1 ） 地质条件复杂。泥岩顶板含大量黏土矿物成 分，其在经过吸水 - 失水 - 吸水过程之后便附有了 软化、 风化的性质； 且泥岩顶板受顶板裂隙水、 巷道湿 气的影响， 流变性增强。 2 ）支护体承载能力不足。 顶板锚索垂直布置时， 锚索载荷随顶板变形上升显著， 极易发生锚索破断拉 断致失效的现象， 此外， 锚索垂直布置更易在顶板岩 层内形成导水通道， 加快水与围岩的接触， 直接降低 围岩物理力学强度。 3 ）顶板下位泥岩层刚度不足。金属网强度及刚 度不足， 对较软弱泥岩不能形成有效的应力传递保护 作用， 相反会造成表面岩体破坏； 此外， 顶板锚杆锚固 区岩层锚固刚度不足， 导致巷道开挖后围岩裂隙发育 加速， 顶板自上而下逐层产生拉伸与剪切破坏。 2.3围岩变形演化过程分析 结合表 1， 以 2- 101 回采巷为原型进行相似模拟 试验，观察巷道开挖后围岩裂隙发育演化规律情况， 从而能够体现巷道开挖后围岩破坏、 位移、 变形的过 程。如图 2， 为相似巷道加压后的破坏、 变形演化过 程。结合理论指导与相似模拟结果可得知， 巷道破坏 过程依次为 开挖、 围岩应力重分布、 塑性松动圈扩 时间/d 顶底板移近增量/mm平均移近速度/mm d-1 0～1092.19.21 10～3045.22.26 30～5030.81.54 50～8032.81.09 80～11090.93.03 110～140140.24.67 22 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 大、 节理层理弱面破坏、 顶板下位岩层变形、 顶板块体 滑移、 两帮煤体位移、 顶板失稳。 （a ）10MPa（b）12.5MPa（c ）15MPa 图 2围岩破坏演化过程 综上所述， 2- 101 回采巷道厚泥岩顶板破坏分为 三个主要阶段 0～10 天， 巷道开挖后， 泥岩层受载失 稳， 围岩应力重新分布， 巷道变形较快； 10～80 天， 围 岩应力调整， 逐渐趋于稳定状态； 80～140 天， 受上覆 压力、 地应力、 围岩膨胀力作用， 泥岩顶板裂隙扩通贯 穿， 且表面受长期裸露风化严重， 此时亟需实施合理 的支护方案， 提高围岩刚度， 发挥围岩承载能力。 3支护优化设计 设计新的巷道掘进断面为 4700mm3600mm， 较原先 4500mm3500mm断面而言，提前预留了足 够厚度空间为接下来的巷道围岩喷射混凝土做了准 备。 1 ） 及时封闭围岩。在 2- 101 巷道新的掘进后， 及 时对围岩喷射混凝土，其中顶板表面喷射 30～50mm 厚， 巷道两帮上部 500mm 喷射 20～30mm 厚， 喷射务 必严实。 2 ） 锚杆优化。 顶板采用 φ222500mm左旋螺纹 钢高强锚杆取代 φ202000mm锚杆， 为控制肩部围 岩裂隙发育，顶角与帮角锚杆均向顶角倾斜 20布 置。 3 ） 锚索优化。 顶板锚索长度由原先的 8500mm缩 短为 7000mm， 布置方式由原先三二布置改变为三三 布置， 布置角度由原先垂直顶板布置改变为向两侧倾 斜 15布置。 图 3优化方案与原方案巷道断面布置对比 4 ） 锚网优化。顶板采用 φ 6.5 mm的钢筋焊接网 取代原先的铁丝金属网。 优化支护方案与原支护方案 巷道断面布置对比如图 3 所示。 4支护效果分析 优化支护方案经现场应用后， 在 2- 101 巷道掘进 期间对巷道围岩变形进行了详细的动态监测。 监测结 果如图 4 所示。 图 4围岩变形量监测曲线图 由图 4 知， 在巷道掘进 0～20 天内， 巷道两帮收敛 速率较大， 监测 20 天时， 两帮累积收敛量为 64.9mm； 20 天后， 两帮收敛不再明显， 并逐渐趋于稳定， 监测 期间两帮最大收敛量为 72.4mm。 巷道顶板在 0～40 天 内下沉明显； 40 天后逐渐趋于稳定， 监测期间顶板最 大下沉量为 109.5mm。 巷道围岩变形量均能够控制在 合理范围之内， 巷道整体较为稳定。 5结论 1 ）2- 101 巷道围岩变形特征为顶板下沉严重、 围岩流变性大、 支护体失效、 顶板下位岩层破坏严重； 2 ）2- 101 巷道围岩变形原因为地质条件复杂、 支护体承载能力不足、 顶板下位泥岩层刚度不足； 3 ）2- 101 巷道经支护参数优化后， 可保证围岩变 形量控制在较合理范围之内， 巷道整体稳定性明显提 升。 参考文献 [1] 祁和刚,郭夕祥,于士芹,等.碎大巷变形机制与注锚加固 技术[J].煤炭学报,2008,33 （11） 1224－1229． [2] 姜耀东,王宏伟,赵毅鑫,等.极软岩回采巷道互补控制支 护技术研究[J]岩石力学与工程学报,2009,28 （12） 2383－ 2390． [4] 周翠英,邓毅梅,谭祥韶,等.饱水软岩力学性质软化的试 验研究与应用[J].岩石力学与工程学报,2005,24 （1） 33－ 38． 作者简介 张松， 男， 1987 年 8 月出生， 汉族， 江苏如皋人， 2009 年 6 月毕业于中国矿业大学， 应用物理学专业， 本科学历， 采矿 工程师， 现任霍州煤电集团紫晟煤业有限责任公司安全科副 科长。（收稿日期 2019- 7- 23） 23 ChaoXing