深部开采软岩巷道围岩支护技术研究与应用.pdf

煤矿现代化2018 年第 4 期总第 145 期 1前言 随着煤炭需求量的提高，浅部可采煤层越来越 少， 开采深度越来越深。 随着开采深度的不断加深， 浅 部开采条件下的理论、 方法、 技术等已不能满足深部 开采， 必须对浅部开采理论进行修正和探索[ 1-5]。王卫 军[ 6]教授针对深部高应力软岩支护难题， 综合采用理 论分析、 数值计算、 现场试验等手段， 研究了支护阻力 对深部高应力巷道围岩变形与性区的影响， 提出了支 护结构应满足围岩大变形的协调支护原则。侯朝炯[ 7] 针对深部复杂的力学环境下围岩支护难题， 综合分析 一系列影响支护因素的条件下确定了认为改善巷道 围岩应力状态及围岩力学性能、 合理选择巷道支护形 式和提高其支护阻力以及优化巷道断面等为深部巷 道围岩控制的有效途径。 深部开采的主要问题表现为 围岩所受应力变大， 在应力作用下巷道围岩变形速度 加快， 动压显现明显， 容易引起冲击地压等， 这些已成 为深部开采所面临的重大问题。 面对深部开采所涉及 到的问题，深部开采巷道支护普遍且变得尤为重要。 当前矿井巷道支护方式多采用锚杆支护， 由于各个矿 井的地质条件不同， 锚杆支护成功与否与支护参数的 选取是否合理， 支护时间的把握， 围岩的受力情况以 及施工方法都密切相关。 如何保持巷道的稳定性成为 当前急需解决的问题。因此， 本研究具有重要的理论 及实用价值。 2地质概况 该煤矿 15 煤层位于太原组中下部，水平 950m ， 属于深部开采且煤层厚度稳定，结构简单。煤厚 0. 72～3. 41m ， 平均 1. 32m 。该煤层部分地区有岩浆岩 侵入， 使煤层变薄或天然焦， 甚至被岩浆岩吞蚀。 直接 顶为 6m 左右的粉砂岩。基本顶为厚层状中细砂岩， 一般厚 10m 以上， 坚硬稳固。直接底板为厚度 1m 左 右的粉砂岩或泥岩， 呈团块状， 无层理， 具有一定膨胀 深部开采软岩巷道围岩支护技术研究与应用 宋维康 ， 郝学龙 （煤炭工业济南设计研究院有限公司 ， 山东 济南 250031） 摘要 针对深部开采巷道围岩支护难题， 文章在综合采用理论分析、 现场监测基础上对深部巷道围 岩支护机理及支护设备参数选择进行研究， 提出了高预应力锚杆的支护理论并得到如下结论 ①基于 矿井地质力学参数与理论分析确定了深部围岩支护的悬吊理论模型；②通过理论计算得到巷道预留 变形量为 119m m ， 确定了锚杆的长度、 直径间排距等一系列参数； ③通过现场两帮、 顶底板离层监测 得到巷道最大位移量为 70m m ， 两帮最大位移量 84m m ， 巷道顶板离层浅部最大 8m m ， 深部最大 4m m ， 满足矿井安全生产要求。 关键词 深部开采； 回采巷道； 围岩； 稳定性 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009-0797 （2018） 04-0082-03 Research and application of surrounding rock support technology for soft rock roadway in deep mining SongW ei kang， H aoXuel ong （Coali ndust ryJi nan Desi gn②Roadway def orm at i on i s119m m obt ai ned by t heoret i calcal cul at i on,t he l engt h oft he bol tdi am et er,spaci ng and a seri es ofparam et ers; ③ Through t he f i el d i n t wo si des,t op and bot t om separat i on m oni t ori ng t o gett he m axi m um di spl acem entofroadway i s70m m ,t he m axi m um di spl acem entof84m m t wo.8m m ,t he l argestroadway roofseparat i on shal l ow,t he m axi m um dept h of4m m ,m eett herequi rem ent sofm i nesaf et yproduct i on. Key words Deep m i ni ng;m i ni ngroadway;surroundi ngrock ;st abi l i t y 82 煤矿现代化2018 年第 4 期总第 145 期 性， 因此该矿井面临的深部开采巷道围岩稳定性是矿 井支护的主要难题。 3支护理论分析与计算 为解决深部矿井支护难题， 文章在综合一系列支 护理论的基础上提出了锚杆支护。 锚杆支护由原来的 被动支护变为主动支护形式， 是现在巷道支护的大趋 势。 目前国内外采用的理论主要为悬吊、 组合拱、 组合 梁 3 种理论， 从不同角度阐述了锚杆的支护机理。基 于该矿的地质条件及条带采宽度最终确定使用悬吊 理论进行锚杆加固。 悬吊理论是将顶板下层不稳定的 岩层悬挂在顶板上部稳定的岩层中， 从而提高围岩的 稳定性。 该理论因其直观、 简单及其使用方便等特点， 在巷道支护中得到广泛的应用[ 8-10]， 如图 1 所示。 图 1 悬吊理论示意图 3. 1 巷道预留变形量计算 在矿井设计中为保证所开挖巷道稳定及成型后 空间符合设计要求， 一般在巷道设计初期均留有一定 变形量， 在深部矿井开采中巷道预留变形量由于受到 三高一扰动的影响显得尤为重要， 因此首先对矿井巷 道预留变形量进行了计算分析。 ukεx0 L n1 L 2 r0 n1 n2 蓘蓡 式中 u 为预留变形量 （m m） ； k 为安全系数， 一般 取 1. 5～2. 5； εx0为巷道表面破碎应变， 一般为 0. 05～ 0. 15，与支护力无关； L 为围岩松动圈厚度， m m ； n 为 岩性常数， 取 0～2； r0为巷道半径， m m 。 通 过 15 煤 层 实 测 资 料 ， K1. 7， ε x0 0. 1， L1400m m ， r01600m m ， 代入计算得到预留变形量为 119m m 。 3. 2巷道支护参数确定及锚杆布置 在深部开采中巷道所受的力比较复杂， 加大了巷 道围岩裂隙的发育， 导致巷道围岩强度降低， 容易造 成顶板冒落对生产产生影响[ 12-13]。根据悬吊理论锚杆 支护参数设计如下 3. 2. 1 锚杆长度 锚杆长度计算公式 LL1L2L3 式中 L1为露在外面的锚杆长度， L10. 1m ； L3为 打入稳定岩层内部的锚杆长度， L30. 5m ； L2为破碎带 高度。 L2Rp-h RpR0 kγH γH si nφCcosφ姨 式中 R0为等效圆掘进半径； K 为应力集中系 数； γ 为容重； H 为埋深； φ 为岩体内摩擦角； C 为岩 体粘聚力； h 为巷道中线高度的一半。 根据地质资料，各参数取值为 R01. 6m ， k2， γ27kN/ m 3， H 950m ， φ40， C11. 1M Pa， h1. 3m 。 根据该煤矿目前使用的锚杆实际情况， 取锚杆长 度为 2m 。 同时考虑到南冶煤矿顶板活动比较明显， 取 顶板锚杆长度为 2. 2m 。 3. 2. 2 锚杆直径 计算公式 d 1. 13 Q σ1姨 式中 σ1为杆体设计抗拉强度， kg/ cm 2； Q 为锚固 力， kg； d 为锚杆直径， cm 。 目前采用的树脂药卷， 其锚固力为 Q9000kg， 杆 体设计抗拉强度为 3800kg/ cm 2。 d1. 13 9000 3800姨 1. 74 适当考虑安全性，锚杆直径可以选用 18m m 、 20m m 、 22m m 的系列产品。 3. 2. 3 锚杆支护间排距 锚杆支护间排距的合理选取能够对巷道提供有 效的支护。 在保证巷道支护安全的同时还要保证巷道 支护的经济的合理。根据悬吊理论， 锚杆的间排距相 同， 即 ab； 锚杆支护间排距的计算公式如下 Ga2m r kGQ固 a Q固 km r姨 a0. 887d σ拉 km r姨 式中 r为岩石的容重， kg/ cm 3；k 为安全系数； a 为锚杆间距， cm ； m 为锚固岩层厚度， cm ； d 为锚杆直 径， cm ； G 为锚固岩石重量， kg； Q 固为锚杆锚固力， kg； σ拉为杆体材料的设计抗拉强度， kg/ cm 2。 基于悬吊理论分析得到预留变形量、锚杆直径、 长度、 支护间排距等一系列主要参数。计算得到巷道 83 煤矿现代化2018 年第 4 期总第 145 期 预留变形量为 119m m ，为后期参数优化提供参考依 据。通过该矿地质参数分析可知 15 煤层属于深部开 采软岩巷道。 将该矿一系列地质参数带入得出的锚杆 间距为 1221m m ，根据煤矿目前使用的锚杆实际情 况， 锚杆间排距取 ab1200m m 。同时考虑到煤矿深 部开采顶板活动比较明显，所以可减少锚杆间排距， 取 800m m 、 1000m m 。 综合上述计算提出采用合理的锚杆间排距、 高预 应力锚杆的支护理论， 围岩的支护达到最优， 经济合 理的解决了支护问题。 4工程实践监测 按照矿压观测的要求， 在 31511 东上顺槽一组观 测站。测站分别设一组顶板离层观测点， 一组 “＋” 字 布点观测点及一组锚杆受力观测点， 每个测站分别测 取顶板离层情况、 顶底板变化情况、 两帮移近情况及 锚杆受力载荷变化量， 并对巷道变形、 冒顶度、 片帮 度、 支护材料变形等情况进行观测。每个测站测点布 置如图 2 所示， 观测曲线如图 3、 图 4 所示。 图 2 测点布置示意图 （1） 围岩变形。巷道顶底板最大位移量为 70m m ， 平均 35m m ， 平均位移速度 0. 91m m / d， 两帮移近量最 大 84m m ， 平均 42m m ， 平均位移速度 1. 09m m / d。 图 3 测站围岩变形曲线图 （2） 顶板离层。 如图 4 所示， 通过对巷道围岩及顶 板移动变形观测可知， 该支护条件下巷道顶板最大位 移量为 70m m ， 平均 35m m ， 平均位移速度 0. 91m m / d， 两帮移近量最大 84m m ，平均 42m m ，平均位移速度 1. 09m m / d；巷道顶板离层量浅部最大 8m m ，平均 0. 14m m / d， 深部最大 4m m ， 平均 0. 05m m / d。 图 4 测站顶板离层曲线图 5结论 （1） 基于该矿地质力学资料分析及理论计算确定 了该矿深部开采悬吊理论的力学模型， 提出了高预应 力锚杆的支护理论。 （2） 通过对巷道支护参数的理论计算及分析确定 了预留变形量为 119m m ， 确定了锚杆长度、 直径及间 排距的一系列支护参数， 为深部巷道支护提供理论依 据。 （3） 通过对深部开采观测站处两帮、 顶板及顶底 板离层的监测， 得到该支护条件下巷道顶板最大位移 量为 70m m ， 平均 35m m ， 平均位移速度 0. 91m m / d， 两 帮移近量最大 84m m ，平均 42m m ，平均位移速度 1. 09m m / d；巷道顶板离层量浅部最大 8m m ，平均 0. 14m m / d， 深部最大 4m m ， 平均 0. 05m m / d。 参考文献 [ 1] 李铀， 袁亮， 刘冠学等.深部开采圆形巷道围岩破损区与 支护压力的确定[ J] .岩土力学， 2014 （1） 226-231. 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