刘 栋 阚 磊 任松杰 蒋志刚

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏省徐州市,221008;2.皖北煤电集团公司钱营孜煤矿,安徽省宿州市,235162)

厚层泥岩顶板巷道矿压规律研究及支护参数优化

刘 栋1阚 磊2任松杰1蒋志刚1

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏省徐州市,221008;2.皖北煤电集团公司钱营孜煤矿,安徽省宿州市,235162)

针对云南小发路煤矿巷道顶板为厚层泥岩且变形严重的特点,通过矿压观测总结了围岩破坏及巷道变形规律。观测结果表明,巷道掘后初期破坏活动集中于围岩浅部,此时应当及时采取有效支护措施,防止破坏向围岩深部发展,并在此基础上探讨了原有支护方案存在的问题。使用数值模拟的方法优化并选择了支护参数,指出,增加锚杆长度及支护密度可以有效改善巷道围岩变形情况。

厚层泥岩顶板 巷道矿压规律 巷道支护 参数优化

云南省小发路煤矿地质条件较为特殊,顶板为厚度较大的软弱泥岩,目前支护措施为锚网喷支护,巷道围岩变形严重,对煤矿正常生产活动影响较大。因此,总结该条件下巷道矿压规律,并据此对支护措施进行了改进,支护效果得到明显改善。

1 工程概况

小发路煤矿位于云南省昭通市彝良县,开拓(准备)巷道和回采巷道均沿C5煤层布置。巷道直接顶厚度为6～8 m,属软弱泥岩,直接底以黑色泥岩、菱铁质泥岩为主。巷道断面为半圆拱形断面,巷道墙高1.5 m,宽3.64 m,半圆拱直径为3.64 m。目前支护方案为锚网喷联合支护方式,锚杆采用ø18 mm×2000 mm左旋等强螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×800 mm。

2 矿压特点及分析

为评估现有支护方案效果,总结现有支护方案条件下巷道矿压规律及特点,对巷道表面位移情况、围岩深部离层及破坏情况等进行了观测。

2.1 巷道表面位移情况

使用“十字交叉法”对巷道表面位移情况连续观测40 d,结果显示巷道变形严重,两帮累计移近量达到234 mm,顶板累计下沉量为69 mm。巷道掘后初期(约0～4 d)围岩变形活动剧烈,两帮移近速度达到20 mm/d,顶板下沉速度达到10 mm/d,此后围岩活动逐渐趋于平缓,但仍呈现出一定的流变特性。1#测站巷道表面位移情况随时间变化关系见图1。

2.2 巷道深部位移情况

在巷道顶板及两帮安装围岩离层指示仪观测巷道深部围岩活动情况,连续观测40 d。分析观测数据发现围岩离层主要集中在巷道表面以里2.0 m范围内,其中以0～1.0 m范围最大。

2.3 巷道锚杆受力情况

锚杆受力情况监测结果显示巷道内锚杆受力情况呈现受力不均匀的特点,顶部锚杆受力大于两帮锚杆受力。1#测站内锚杆受力情况见图2。

2.4 钻孔窥视结果

分别在巷道掘后5 d、10 d、20 d、30 d位置处使用钻孔探测仪对围岩内部破坏情况进行观测。探测结果显示,巷道顶部围岩范围内,浅部围岩在巷道掘后初期(约5 d)较为完整,但随时间推移而逐渐破坏。帮部围岩在掘后初期即出现一定程度破坏,破碎范围主要集中于0.6 m范围以内,并且随着时间推移,破坏逐渐向围岩深部发展。

3 支护参数优化

由围岩变形的时效特点可知,巷道掘出后应及时对其进行有效支护,以防止围岩破坏活动向深部蔓延,导致支护效果被削弱甚至丧失。矿压观测结果表明原有支护方案支护参数选取不当,导致初始支护强度不足,未能有效阻止破坏活动向围岩深部发展,故采用数值模拟软件FLAC3D对各支护参数进行模拟分析,选取最佳参数,最终确定改进方案。

3.1 帮部锚杆选择

针对帮部围岩支护强度不足的问题,考虑加长帮部锚杆长度,分别模拟帮部锚杆长度为2.0 m、2.4 m和2.6 m情况下的巷道围岩位移情况。

表1为上述各方案巷道位移情况对比。由表1可知,将帮部锚杆长度由2.0 m增长至2.4 m,巷道最大水平位移量明显减少,而当帮部锚杆长度由2.4 m增长至2.6 m后,巷道最大水平位移量变化并不明显。因此从经济合理的角度考虑,最终确定帮部锚杆长度为2.4 m。

表1 采用不同长度帮锚杆巷道位移情况表mm

3.2 顶板锚杆选择

在帮部锚杆长度为2.4 m的条件下,分别模拟顶板锚杆长度为2.2 m、2.4 m和2.6 m时巷道围岩位移情况见表2,结果发现,顶板锚杆长度变化对巷道围岩活动影响不明显,最终确定顶板锚杆长度为2.4 m。

表2 采用不同长度顶部锚杆巷道位移情况表mm

3.3 间排距选择

原有支护方案下的锚杆间排距为800 mm×800 mm,为增加锚杆支护密度,在已确定顶板锚杆和帮部锚杆的情况下,分别模拟间排距调整为800 mm×700 mm和700 mm×700 mm时巷道围岩的位移情况。

表3为不同间排距方案模拟结果对比情况。模拟结果显示,缩小锚杆排距可有效降低巷道顶板最大垂直位移,锚杆间距对巷道围岩位移情况影响较小,因此最终确定将锚杆间排距确定为800 mm×700 mm。

表3 采用不同间排距巷道位移情况表mm

3.4 锚杆直径选择

分别模拟锚杆直径为18 mm、20 mm和22 mm情况下巷道围岩变形情况,结果显示锚杆直径变化对巷道围岩变形情况影响微弱,因此从经济合理角度出发,未对原有支护方案中的锚杆直径进行改变。

3.5 支护方案

图3 巷道断面及支护参数示意图

针对矿压观测中现有支护方案反映出来的问题,结合数值模拟的方法对原有支护进行优化,最终确定优化后的支护方案为:锚杆使用ø18 mm×2400 mm左旋等强螺纹钢锚杆,锚杆间排距调整为800 mm×700 mm,锚固剂采用CK2335树脂锚固剂,托盘规格为150 mm×150 mm×8 mm,锚索规格为ø15.24 mm×6500 mm,使用燕尾梁作为拖梁,金属网采用直径为6 mm的钢筋加工而成的经纬网,尺寸规格为1 m×2 m,网格100 mm×100 mm,喷浆厚度不小于120 mm,混凝土强度等级为C20。巷道内锚杆布置见图3。

目前该方案已被该矿采用。采用该方案后巷道围岩位移情况得到一定程度改善。对巷道表面位移情况连续观测10 d,两帮位移量累计为26 mm,顶板累计下沉7 mm。

4 结论

(1)巷道开挖初期,围岩破坏活动较为剧烈,围岩破碎区破碎主要集中于浅部,如不及时采取有效支护措施,破坏将向围岩深部发展,导致锚杆安设基础遭到破坏,锚固作用无法发挥,故巷道掘出后应及时采取有效措施防止破坏向围岩深部蔓延。

(2)厚层泥岩顶板条件下,增加两帮锚杆长度,可有效减小帮部围岩的变形情况,而加长顶部锚杆长度则对巷道变形情况影响不明显;减小锚杆排距可有效减小巷道顶板下沉量;锚杆直径对巷道围岩活动影响较小。

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Study on strata behavior regularity and support parameters optimization on the condition of thick mudstone roof

Liu Dong1,Kan Lei2,Ren Songjie1,Jiang Zhigang1

(1.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou,Jiangsu 221008,China;2.Qianyingzi Colliery of Hengyuan Coal and Electricity Co Ltd.,Suzhou,Anhui 235162,China)

According to the characteristics that the roof of roadway is thick mudstone and deformation is serious in XiaoFalu colliery,summarized the rules of surrounding rock damage and roadway deformation by observing strata control,showed that failure concentrated on shallow parts of surrounding rock during the initial stage of roadway excavation,effective support measures should be taken in time to prevent the failure of deep surrounding rock,and discussed the problems existing in original supporting scheme.Optimize the support parameters by numerical modeling,pointing out that increasing the length of anchor and strengthening supporting density can improve effectively the deformation of the surrounding rock.

thick mudstone roof,strata behavior regularity,roadway support,parameters optimization

TD353.6

A

刘栋(1987-),男,河南三门峡人,硕士研究生,主要从事煤矿巷道围岩控制方面研究。

(责任编辑 张毅玲)