深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究.pdf

第5 0 卷 第7 期 煤炭工程 C 0AL ENGI NE ER I N G Vo 1 ． 5 0． No ． 7 do i i 0． 1 1 7 9 9 ／e e 2 01 8 0 7 01 2 深部破碎 围岩开拓巷道 支护技术研 究 谢小平 ，方新秋 1 ． 贵州省六盘水师范学院 矿业与土木工程学院，贵州 六盘水5 5 3 0 0 4 ； 2 ． 中 国矿业大学 矿业工程学 院 ，江苏 徐州2 2 1 1 1 6 摘要 针对新密市大磨岭煤矿深部破碎 围岩回风 开拓大巷 变形破 坏严 重的 问题 ，采用理 论分析和现场实测相结合的方法。分析 了原 支护 回风开拓 大巷矿压显现规律及 变形破坏原 因， 提 出了不对称 “ 锚 网索喷”二 次联合 支护方案。文章根据现场实际条件，确定 了一次 支护锚杆 直径为 2 2 ra m、长 度 为 3 0 0 0 mm．巷 道 下 帮、上 帮 肩 部 锚 杆 间排 距 分 别 为 6 5 0 mm 7 5 0 mm、 7 5 0 m mX 7 5 0 m m，巷道两帮锚杆 间排距 7 5 0 m m 7 5 0 ra m；二次 支护方式采 用 “ 锚索 W 型钢带” 加 强 支护 。通过 现场 工业性试 验 可知 ，1 7 ～ 4 9 d后 回风 大巷 围岩 变形 基 本趋 于稳 定 ．平均 变形速 度 约1 m m ／ d ． 即优化 支护 设计 方案应 用效 果较好 关键词 深部开采；破碎 围岩；开拓巷道；矿压观测；支护设计 中图分类号 T D 3 5 3 文献标识码 A 文章编号 1 6 7 1 0 9 5 9 2 0 1 8 0 7 0 0 4 6 0 4 S t u dy o n s u pp o r t t e c h no l o g y o f d e v e l o p me n t r o a d wa y wi t h b r o ke n s ur r o u nd i n g r o c k s i n d e e p mi ne XI E Xi a op i ng ． FANG Xi nq i u 1 ． S c h o o l o f Mi n i n g a n d C i v i l E n g i n e e r i n g ，G u i z h o u L i u p a n s h u i N o r ma l C o l l e g e ，L i u p a n s h u i 5 5 3 0 0 4 ，C h i n a ； 2 ． S c h o o l o f Mi n e s ，C h i n a U n i v e r s it y o f Mi n i n g a n d T e c h n o l o g y ，X u z h o u 2 2 1 1 1 6 ，C h i n a Ab s t r a c t Ac c o r d i n g t o t h e d e f o r ma t i o n a n d d e s t r u c t i o n o f t h e r e t u r n a i r d e v e l o p me n t r o a d w a y w i t h b r o k e n s u r r o u n d i n g r o c k i n d e e p mi n e a t Da mo l i n g C o a l Mi n e o f Xi n mi C i t y ， t h e r e a s o n s f o r t h e d e f o rm a t i o n a n d d e s t ruc t i o n a n d t h e r e g u l a r i t y o f m i n e p r e s s u r e fo r t h i s d e v e l o p me n t r o a d w a y i s a n a l y z e d ，a n d t h e s e c o n d a r y j o i n t s u p p o s c h e me o f u n s y m m e t ri c a l a n c h o r c a b l e s h o t c r e t i n g i s p r o p o s e d ．Ac c o r d i n g t o t h e a c t u a l c o n d i t i o n s i n t h e f i e l d． a n d t h e d i a me t e r o f a s u p p o b o l t i s 2 2 mm ，t h e l e n g t h i s 3 0 0 0 mm ， a n d t h e d i s t a n c e b e t we e n t h e u p p e r a n d t h e s h o u l d e r p o l e i s 6 5 0 mm 7 5 0 mm ，7 5 0 mmx 7 5 0 mm ，a n d t h e d i s t a n c e b e t w e e n t h e t w o b o l t s o f t h e r o a d w a y i s 7 5 0 mmx 7 5 0 mm ， a n d a n c h o r c a b l e a n d W s h a p e d s t e e l b e l t a r e a d o p t e d a s t h e s e c o n d a ry s u p p o r t ．I t c a n b e s e e n t h a t t h e o p t i mi z e d d e s i g n s c h e me h a s b e t t e r a p p l i c a t i o n e f f e c t f r o m t h e i nd u s t ria l e x p e rime nt o n s i t e， i n wh i c h t he d e f o rm a t i o n o f t h e s ur r o u n di n g r o c k o f t he a i r r e t u r n wa y i s ba s i c a l l y s t a b l e a f t e r 1 7- 4 9 d， a n d t h e a v e r a g e d e f o rm a t i o n v e l o c i t y i s a b o u t 1 mm／ d ． Ke y wo r d sd e e p mi n i n g；b r o k e n S U l T O u n d i n g r o c k；d e v e l o p me n t r o a d wa y ； mi n e p r e s s u r e o b s e r v a t i o n；s u p p o r t i n g d e s i g n 1 工 程概 况 新密市大磨岭煤矿回风大巷设计总长 7 7 1 m，水平标高 - 4 3 6 ． 5 m．其 中风井井筒以 2 7 6 。 9 1 l ” 方位 向西平巷施工 1 4 7 m后变 为 l 5 。 的下 山施 T 5 4 m，然后 再变 平施 3 7_ 5 7 0 m。 该煤矿 回风大 巷 位 于 一 4 2 6 ． 5 m 水 平 位 置 ．布 置 在 厚 度 为 2 0 ． 3 9 m的 中粒砂 岩 中，上部 是厚 度 为 8 ． 4 m 的细 粒砂 岩 ． 下部是厚度为 9 ． 3 1 m 的 2号煤 ，其 中问有厚度 为 1 ． 0 2 m 的 收稿 日期 2 0 1 7 一 t 0 1 0 基金项目贵州省教育厅青年科技人 成长项目 黔教合 K Y字 [ 2 0 1 6 ]2 6 8号 ；贵州省科技厅技术基金项 目 黔科合 人 才团队 『 2 0 1 3 ]4 0 3 0号 作者简介 谢 小平 1 9 8 8 一 ，男 ，四川泸州人 ，贵州省六盘水师范学 院矿业与土 木工程学 院实 验师 ，从事采矿工 程方 面的教学科研工作 ，E m a i l x i a o p i n g x i e 1 6 3 ． C O B。 引用格式谢小平，方新秋． 深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究 [ J ] ．煤炭T程，2 0 1 8 ，5 0 7 4 6 4 9 ． 2 0 1 8 年第7 期 煤炭 工 程 夹矸 。该 回风大 巷埋 深大 、用岩应力 高且 较软 弱破 碎 ，加 之受区域地质构造影响，巷道施T后围岩变彤严重 、维护 困难。巷道顶底板岩层各参数见表 1 。 表 I 煤岩物理力学参数 2 原巷道变形特征分析 2 ． 1 巷道原 支护概 况 原回风 大 巷 支 护 方 式 为 “ 锚 网 喷 ” ，锚 杆 问 排 距 为 8 0 0 m mx 8 0 0 m m，长度 2 0 0 0 ra m、直径 2 0 m m，树脂锚固剂型 号为 C K 2 3 5 0 ，每根锚杆使用 2支进行锚同。使用钢丝网加 T制作 网 片 ，搭 接 1 0 0 m n l 。起 初 巷 道 支 护 方 案 为 “ 锚 网 喷”，鉴于巷道变形严重，于是改变巷道支护方案为 “ u型 钢” 支护 ，U型钢棚采用 3 6 U型钢 ，棚 距 中对中 0 ． 5 m，棚 梁搭接 0 ． 4 m，拉板采用厚 6 m m、宽 7 0 m m制作，棚腿托盘 采用 1 0 mm厚钢板制作，长宽尺寸为 2 2 0 ram。 2 ． 2 巷 道 原 支护矿 压显现 规 律 为了对原同风大 巷支 护方 案进行 优化 设计 ，采 用十 字 交叉法 ，现场 布置 矿压观 测测 点 ，对大 磨领煤 矿原 有 支护 同风大巷进行矿 压 观测 ．监测 记录 同风 大巷左 右 两帮及 其 顶底板的位移 变形情况 ．如图 l 所示。 观测 天数／ d l 1 3 4 5 6 7 8 1 l l 1 l 5 20 2 3 0 1 5 40 4 5 E E 血{ 图 1 原有支护巷道变形 曲线 图 根据 网 l 可以看m ．前期 0 8 d回风大巷位移变形非常 明显 ，巷道 左右帮和顶底板位移变形速度 分别达到 2 9 mm ／ d 和 1 8 mm ／ d左右 ；8 d以后 巷道 位移 变 形 的速 度稍 微 变缓 ， 左右两帮 和顶底板位移变形速 度分别 为 6 ． 3 m m ／ d和 6 mn Wd 左右 ；2 5 d后 巷 道 左 右 两 帮 位 移 变 形 的 速 度 仍 然 高 达 6 ． 6 mm ／ d左右，巷道左右两帮的位移变形量持续增加 ．进 而导致 回风大巷 出现底 鼓 变形。因此 ．控制 巷道 围岩变 形 的关键在于控制两帮的变形，减少底鼓量，从而提高支护 结构的整体承载能力 2 ． 3 巷 道 变形破 坏 原 因分析 根据现场实测 ．大磨岭煤矿 回风大 巷严 重破 坏变形的主 要原因有以下几个方面①深井开采，回风大巷的位置接近 6 0 0 m，围岩地应力较大②井田内大的逆断层和区域滑动构 造应力的影响；③巷道同岩岩性较软，围岩属于V类较软级 别l I J 。岩层揭露情况及巷道变形状况如图 2 所示 。 【 c 岩体破碎 d 塔尖型变形 图 2 岩层揭露情况及巷道 变形状况 3 优化方案的数值模拟分析 数值模拟采用 F L A C 计算软件 ，拟定两网风大巷 埋 深 6 0 0 m，巷 道 尺 寸 宽 5 4 0 0 m m、高 4 5 0 0 ra m、墙 高 1 8 0 0 m m，设计模 型大小为 5 0 mx 1 5 rex 7 0 m 长 宽 高 ，上 覆 层凌岩 的 自重 约为 1 5 MP a 。根据理 论 计算 初步设 计 优 化支 护 方 案 锚 杆 直 径 2 2 mm、长 度 3 0 0 0 ra m．间 排 距 7 5 0 m mx 7 5 0 m m；锚索直径 1 7 ． 8 ra m、长度 6 3 0 0 m m．问排距 1 5 0 0 m mx 1 5 0 0 m m 数值模拟嗣岩位移如图 3 、图4所示。 图 3 z方 向位移云 图 图 4 X方 向位移 云图 根据上罔分析可知 ，巷道无 支护 的底板 z方 向位移 量 明显大干顶板 ，巷道 顶板 Z方 向位移量最 大达 到 4 0 m m．底 板最 大 Z方向位移量达到 1 4 0 m m，大约是顶板位移量的 3 ． 5 倍 。符 合水平 应力在底板高应力区域 明显大于顶 板的特征 。 巷道 右帮 X方 向位移量 明显 大于左 帮 ，左帮最 大 X方 向位 移量达到 5 0 m m，有帮最大位移量达到 8 0 m m约为左帮位移 量的 1 ． 6倍，符合巷道围岩垂直应力分布巷道右侧高应力 区域大于左侧的特 征。说 明这种 支护 方式起 到 了很好 的支 4 7 0 0 0 0 O 0 O O OO 邶 枷 枷 锄 煤炭工程 2 0 1 8 年第7期 护效果。有效控制了围岩位移量的发展。 4 巷道支护方案优化设计 通过数值模拟分析和现场观测．提出了大磨岭煤矿 回 风大巷采用不对称 “ 锚 网索喷”二次联合支护优化设计 方案。 4 ． 1 一次支护参数设计 一 次支护设计采用 “ 锚 网喷”支护方式．锚杆直径 2 2 ra m、长度 3 0 0 0 ram，巷道上帮肩部锚杆矩形布置间排距 为7 5 0 m m 7 5 0 m m，巷道下帮肩部锚杆不对称矩形布置间排 距为 6 5 0 m m 7 5 0 m m。巷道两帮锚杆矩形布置间排距 7 5 0 mm x 7 5 0 m m，其中安装巷道上帮锚杆时下倾 3 O o ，安装巷道下 帮锚杆时靠近底板下倾 4 5 。 。锚杆外露长度 5 0 m m，每根锚 杆配 2卷 中速 Z 2 3 5 0树脂 锚 固剂 加长 锚 固．托盘 采用 1 5 0 ra m 1 5 0 ram的正方形 8 ra m厚钢板压制成弧形。锚杆均 采用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于 1 2 t 。加大 锚杆预紧力起到主动支护的效果，预紧力应达到 3 ～ 5 f 。 使用钢丝网制作网片，压茬搭接宽度不小于 1 0 0 ra m。 采用普通硅酸盐水泥进行巷道喷射，喷射厚度为 1 5 0 m m。 筛选颗粒直径为 5 ～1 0 m m石子，砂选用纯净的中砂。选用 型号为 J 8 5型的速凝剂，掺入量为水泥重量的2 ％～3 ． 5 ％。 喷射混凝土设计抗压强度C 2 0 。水泥 石子 砂配合比为 12 2。 4 ． 2 二次支护参数设计 二次支护采用 “ w 型钢带 锚索”加强支护，必要时 增加桁架支护 。锚索直径 6 3 0 0 m m、长度 1 7 ． 8 ra m，锚 固长度 1 5 0 0 mm，锚 固力应达到 3 0 0 k N。锚索滞后端头面 2 0 m全断面打锚索，问排距 1 5 0 0 ram1 5 0 0 m m。桁架使用 “ w”钢带，沿巷道掘进方向布置。大磨岭煤矿回风大巷支 护示意图如图5所示。 5 现场 工业 性试 验 为了对大磨岭煤矿回风大巷支护优化方案实施效果进 48 图 5 回风大巷支护示意 图 1 l U l 1 行分析 ，采用十字交叉法，现场布置 4个矿压观测测点 ， 对回风大巷进行连续矿压观测 ，监测记录回风大巷左右两 帮及其顶底板的位移变形情况。1号测点距迎头 2 ～ 3 m，2 号测点距迎头 5 m左右，3号测点距迎头 8 ． 4 m，4号测点距 迎头 1 0 m。巷道各测点变形曲线如图6 9 所示。 观测天数， d ．5 。 0 l_ l 0 o 图 6 1号测点巷道变形量 曲线 图 观测天数， d 图 7 2号测点巷道变形量 曲线 圈 观测天数， d 图 8 3号测点巷道变形量 曲线图 观测天数／ d O 2 4 图 9 4号测点巷道变形量 曲线 图 从 曲线 图 6 9 可 以看 出 1 巷道左右两帮位移变形量在布置测点后 1 ～1 6 d内 。 枷郴㈣啪 口 目 ／ 兽 。 渤枷枷铷㈣ ／ 菩 0 邶珈铷郴蜘枷枷瑚踟 gⅢ， 稠 2 0 1 8 年第7 期 煤炭工程 变形量较大，变形量达到 1 3 9 mm，平均变形速度 8 ． 7 mm ／ d ； 1 7 ～ 4 6 d内巷道左右两帮位移变形量逐渐变缓并趋于稳定 ， 平均变形速度约 l m m ／ d 。4 6 d内巷道两帮累计变形量最大 达到 1 7 1 ram。 2 巷道顶板下沉在 1 ～ 9 d内变形量较大，变形量达到 4 9 mm，平均速度 5 ． 4 m m ／ d ；1 0 ～4 6 d变形速度逐渐变缓并 趋于稳定 ，平均变形速度约 l m m ／ d 。4 6 d内顶板累计下沉 量最大达 8 5 ra m。 3 由于受构造影响。现场观测巷道左帮总的变化量大 于右帮总的变化量。 6结论 1 原回风大巷采用 “ 锚网喷”支护方式，通过矿压 观测前期0 8 d回风大巷位移变形非常明显，巷道左右帮和 顶底板位 移变形 速度分别达到 2 9 mm ／ d和 1 8 m m ／ d左右； 2 5 d后巷道左右两帮位移变形的速度仍然高达 6 ． 6 m m ／ d左 右 。进而导致 回风大巷出现底鼓变形。 2 提出了大磨岭回风大巷采用不对称 “ 锚网索喷” 二次联合支护优化设计方案 一次支护设计采用 “ 锚网喷” 支护方式 二次支护采用 “ 锚索 W 型钢带”加强支护， 必要时增加桁架支护。 3 现场工业性试验后 。巷道左右帮变形量在 1 1 6 d 内变 形量较 大，达到 1 3 9 m m，平均变 形速 度 8 ． 7 m m ／ d ； 1 7 4 6 d内巷道左右两帮位移变形量逐渐变缓并趋于稳定 ． 平均变形速度约 l mm ／ d ；顶板下沉在 1 ～ 9 d内变形量较大， 达到 4 9 m m，平均变形速度 5 ． 4 m m ／ d 1 0 ～4 6 d变形速度逐 渐变缓并趋于稳定 ，平均变形速度 1 mm ／ d ，即优化支护设 计方案应用效果较好。 参考文献 [ 1 ] 杨晓东．大磨 岭煤矿破碎围岩开拓巷道支护技术研究 [ D ] ． 北京中国矿业大学，2 0 1 3 ． [ 2 ] 谢小平，艾德春．特厚煤层大断面开切眼支护技术研究 [ J ] ． 煤炭技术，2 0 1 6 1 7 4 - 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