深部破碎围岩巷道掘进支护优化

发表时间:2020/10/13   来源:《基层建设》2020年第16期   作者:涂家瑜
[导读] 摘要:随着煤矿采深增加,深部巷道围岩破碎程度提高,围岩控制困难,当受到采动动压影响时围岩变形量剧烈增加,影响巷道正常使用。
        淮浙煤电有限责任公司顾北煤矿  安徽省淮南市  232100
        摘要:随着煤矿采深增加,深部巷道围岩破碎程度提高,围岩控制困难,当受到采动动压影响时围岩变形量剧烈增加,影响巷道正常使用。12116工作面两巷掘进期间变形量大,原有的支护方案不能满足采面安全生产需要,采用钻孔窥视手段对原支护下的围岩状态及支护参数进行分析,并根据窥视结果提出合理的支护优化改进方案。一是优化施工层位,将跟煤顶施工优化为破顶施工,增加顶板完整性;二是缩小锚杆排距,将锚杆排距由0.9m缩减至0.8m;三是增加顶部锚索数量,将锚索由每排三根增加至每排5根;四是增加锚杆扭矩和锚索预紧力,锚杆预紧力矩不小于180N*M,锚索预紧力不小于90 KN。优化后巷道顶板、巷帮最大位移量为为239mm、345mm,较优化前分别降低73%、67%。
        关键词:深部开采;破碎围岩;巷道支护;改进优化;预紧力
        引言
        随着矿井采深增加,软岩、破碎围岩巷道变形严重的问题日益凸显,给巷道围岩控制带来不利影响。现阶段众多的研究学者对深部破碎围岩巷道支护展开研究,并取得丰硕成果。
        1巷道地质条件
        12116工作面面内煤厚1.8m~3.7m,平均2.8m,局部受构造影响,煤层厚度变化较大,普氏硬度1.0,容重为1.37t/m3,煤层倾角4~10°,平均6°。工作面直接顶为泥岩,平均厚度为2.8m,其间发育一层不稳定煤线,厚约0.3m,岩性变化大,裂隙发育,破碎易冒。工作面老顶为细砂岩,平均厚度10.3m,抗压强度46.3~76.1Mpa。
        2原巷道支护方案
        巷道原支护设计方案为:巷道为矩形断面,宽*高=5.3*3.4m,以锚索网支护为主,局部破碎、过断层,淋水地段采用架棚支护方式。巷道跟煤层顶板掘进,顶部每排施工施工6根直径22mm、长度2500mm的螺纹钢锚杆,配套使用蝶形托盘,间距0.85m、排距0.9m。每排施工3根直径22mm、长度6200mm的锚索。采用上述方案掘进时,由于直接顶为泥岩,强度低,锚杆不能生根至稳定岩层,导致施工的顶锚杆围岩控制效果较差、锚杆失效问题严重,巷帮出现不同程度片帮、帮腿下陷,给巷道的掘进安全以及掘进效率提升造成显著不利影响,延伸巷道掘进工期。
        2深部破碎围岩巷道掘进支护优化
        2.1巷道断面形状及掘进层位优化
        在巷道掘进施工中,巷道周围岩应力会因为施工而有所改变,因此巷道周围岩应力的改变会引发巷道断面尺寸和形状的变化,为了稳定巷道断面尺寸和形状,通常使用锚杆支护体系稳定巷道周围岩应力,确保巷道顶板能够始终保持一个稳定的状态,提高后续掘进施工的安全性。本次优化时破顶1m掘进,一是使锚杆生根点位于老顶砂岩中,提高锚杆的锚固力,二是破顶后,断面优化成微拱形,解决肩窝处折帮的问题。
        2.2巷道支护参数改进设计
        由12116工作面两顺槽巷道支护参数及钻孔窥视结果得知,顶板巷道锚固段全部处于围岩塑性区内,不能有效发挥锚杆的承载能力,不利于维持巷道围岩稳定;同时支护采用的锚杆预先施加的预紧力较低,导致原本破碎的围岩在采动动压影响下进一步导致围岩塑性区深度增加。支护采用的锚索预紧力以及支护密度过低,不能有效抑制煤层上覆泥岩离层。煤层上覆深部岩层完整性较好,可以作锚固一共完整可靠的锚固点。因此,缩小锚杆排距,增加锚索数量能够有效提高支护强度。
        2.3巷道围岩永久支护
        巷道顶板以泥岩为主,稳定性以及强度较低。若不对顶板进行支护,在短时间内顶板岩层就会出现离层问题,加重围岩破碎程度,巷道支护过程中甚至出现局部垮落问题。因此,如何确保巷道在破碎围岩下的支护对提升巷道掘进效率以及采面生产效率均有显著的促进意义。

同时回采巷道现阶段选取的支护方式未能有效解决顶板下沉、煤壁片帮以及底板底鼓等矿压显现问题,需要对已经支护巷道进行二次补强支护才能确保巷道掘进安全,因此,亟须对巷道支护参数进行优化。
        2.4架棚间距的合理确定
        采用数值模拟分别0.6m、0.8m、1.0m 架棚间距时的围岩变形量进行模拟,具体监测的不同架棚间距时围岩变形情况。模拟结果表明:随着架棚距离的减小,巷道围岩变形呈现出逐渐减小趋势。其中当架棚间距从1.0m 缩短至0.8m时,顶、底板合计变形量从667mm降低至541mm,减少126mm;两帮收敛量从380mm 降低至293mm,减少87mm。架棚间距从0.8m缩短至0.6m时,顶、底板合计变形量从541mm降低至276mm,减少265mm;两帮收敛量从293mm降低至163mm,减少130mm。架棚间距从1.0m缩短至0.8m时,围岩变形减少量明显低于间距从 0.8m缩短至0.6m,且架棚间距在0.6m时的围岩变形量已处于低位,可以满足巷道后续使用安全。因此,最终将架棚间距从1.0m优化至0.6m。
        2.5地应力
        地应力主要为巷道自重应力和地质构造应力,地应力对巷道围岩形状具有直接的影响,如果巷道地应力大,则必须要使用锚杆支护技术,确保巷道围岩结构的完整性,但是地应力大小也会影响到锚杆的支护技术。另外地应力与巷道围岩的自重应力和埋藏深度具有直接的联系,埋藏深度越大,巷道围岩结构的整体性就越差,同时地质构造发育期也会影响到巷道围岩结构的稳定性,在应用锚杆支护时必须要重点考虑这些因素。
        2.6钻孔窥视仪窥视
        为了掌握12116顺槽围岩变形量过大原因,并为后续的巷道支护参数优化提供参考依据,采用钻孔窥视计算对采面运输巷围岩进行窥视。在12116胶带机顺槽和回风顺槽两帮,每隔5.0m布置3个测点。在测点位置采用钻机垂直巷道顶板及巷帮施工窥视钻孔,孔深为10m,采用窥视仪对孔内裂隙扩展情况进行观测。
        3围岩支护效果分析
        通过对12116顺槽支护参数进行优化并现场应用,巷道围岩控制效果得以明显改善,顶板下沉量及煤壁位移量降低至200mm以内,未再出现过顶板冒落、煤壁片帮等问题,同时也显著提升了回采巷道的掘进效率,在确保矿井生产安全的前提下,节省巷道围岩控制成本。巷道围岩变形监测结果表明,在观测的50天时间范围内,巷道顶板、巷帮最大下沉量,变形速度分别为150mm、132mm,7.6mm/d,4.7mm/d。巷道支护14天后围岩变形基本稳定,支护完成30天后围岩变形量增加速度稳定在2mm/d以内。
        结语
        1)12216工作面回采巷道原有支护方案下围岩变形量较大主要原因是巷道围岩本身强度低,同时,支护采用的锚杆、锚索强度及预紧力不足,导致顶板离层明显。锚杆不能生根至稳定岩层导致锚杆锚固段位于围岩塑形变形破坏区内。
        2)针对巷道原支护存在的问题,从破顶施工使锚固位置进入老顶,增加锚杆长度及预紧力,提升锚索支护密度及预紧力等方面出发,来对巷道支护参数进行优化,现场应用后回采巷道顶板、巷帮位移量较原支护方案降低73%、67%,在较小的经济投入下即可有效提升采面回采巷道围岩稳定性。
        参考文献:
        [1]刘春龙.煤矿掘进工作面过陷落柱主要施工技术探析[J].能源与节能,2020(03):92-93.
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        [4]王春辉.煤巷过陷落柱注浆加固技术研究[J].煤炭与化工,2018,41(09):23-25+31.
        [5]范雨涛.赋存陷落柱、褶曲的煤矿回采巷道围岩支护方法及应用[J].煤炭与化工,2018,41(11):13-15+18.
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