破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

1、破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究牟超晋能集团安监局摘要：为确定工作面合理的支护体系，在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上，确 定巷道锚杆支护的间排距为1. 2m，通过进行矿压观测：冋采期间巷道两帮最大 移近量为38mm,顶底板最人移近量为19mm，巷道锚杆预紧力都在40kn左右，受 巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大，表明：支护体系有效控制了围岩的稳定, 起到了预期的支护效果。关键词：破碎顶板;锚杆支护;围岩力学参数;数值模拟;作者简介：牟超（1986-）,男，山西大同市人，研究生在读，电助理工程师，目前就职于晋能集团安监局。收稿日期：2017-8-3research on control t

2、echnology of surrounding rock of recovery roadway with broken roofmou chaoadministration of work safety of jinneng group;abstract：tn order to determine the reasonable support system of work face, on the basis of mechanical parameters test of the surrounding rock and the numerical simulation, make th

3、e distance of anchor bolts is 1. 2m in roadway, according to the pressure observation:the biggest displacement is 38 mm of the two sides of roadway during the recovery period and the biggestdisplacement is 19 nun between roof and bottom, influenced by the pressure of tunnelling the stress on the anc

4、hor blot is increase, which shows that, the support system effectively control the stabilization of surrounding rock and reach the desired support effect.keyword：broken roof; blot support; mechanical parameters test of the surrounding rock; numerical simulation;received： 2017-8-31引言巷道围岩支护是井工开采技术的关键，

5、具体支护过程中，诸如褶曲、断层、埋深、 岩层力学性质与地下水等工程地质条件大大削弱了巷道支护稳定性xiil。其中, 以松软破碎岩层为顶板的煤层巷道管理和维护一直是当前我国煤矿巷道支护的 一个重点与难点4。随着矿井进入深部开采，凤凰山矿15号煤南翼盘区121101工作面掘进过后受到 构造应力大、顶板破碎、巷道围岩应力不对称等因素的影响，巷道内多处出现片 帮离层现象，多处最大变形量在500 mm以上，巷道底臌量更是超过了 400 mm， 严重影响了风凰山矿釆掘接替。基于此，通过对现场地应力测试，对巷道围岩破 坏机制研宄，确定巷道支护系统十分必要。2工程地质风凰山矿设计为年产量150万t,井田内3号

6、煤层与9号煤层接近枯竭，目前主 要开釆深部15号煤层，15号煤南翼盘区煤层厚度平均为5. 8m，埋深为600m。南翼盘区121101工作面掘进至700m时进入顶板异常破碎区域，上覆岩层间方解 石岩脉极其发育，密度大、纵深方向延伸范围广。并且含有大量的含铁元素的薄 片夹层，这些岩脉和夹层将岩层严重分割，且松软破碎顶板在构造运动下裂隙 发育，加上自身承载能力弱，以及遇水崩解强度降低，导致巷道开挖后围岩松 动范围大，顶板下沉现象严重，顶板与两帮变形不协调，以及大面积冒顶失稳 等严重后果。3巷道支护数值模拟分析及支护设计3.1模拟方案表1首采面冋采平巷数值模拟方案汇总表下载原表方案序号每排顶板锚杆顶板

7、铺杆直径/mm顶板锚杆排距/m顶板铺杆长度/m每排顶板锚索132012.0123201.22.0133201.52.0143201.82.0153202.02.01凤嵐山煤矿15号煤南翼121101工作面回采巷道支护设计，在借鉴该矿其他盘区 巷道支护的基础上，主要研允锚杆排距对巷道支护效果的影响，在数值计算中， 根据具体的地质和技术条件，回采巷道建立5个模拟方案，模拟了顶板锚杆排 距对巷道支护效果的影响，以及不同支护方式巷道围岩应力、位移和塑性破坏区 的变化情况，数值模拟方案选择见表1。3.2计算结果及分析121101工作面回采巷道模拟方案各5个，本文仅对比分析锚杆排距对巷道围岩 变形量的影响

8、。工作面围告变形量随锚杆排距的变化曲线如图1所示，根据图 1，工作面回采巷道掘进施工之后，当排距为lm时，顶板最大下沉量为36. 2mm， 最大底臌为43. 1mm,两帮最大变形量为30. 4mm;当排距为1. 2m时,顶板最大下 沉量为39. 2mm,最大底臌为46. 1mm,两帮最大变形量为31. 4mm;当排距为1. 5m 时，顶板最大下沉量力43. 2mm，最大底臌为50. 8mm，两帮最大变形量为33. 0mm; 当排距为1.8m时，顶板最大下沉量为51. 3mm，最大底臌为58. 3mm,两帮最大变 形量为41. 7mm;当排距为2m时，顶板最大下沉量为67. 5mni，最大底臌为

9、72. 8mm， 两帮最大变形量为56. 4mm。巷道变形随着锚杆间排距的增人而增大，当其间排 距较小时，变速速度缓慢，对比锚杆间排距为与1.2m时的卷道变形量差别相 对较小，因此，在保证控制巷道围岩变形速度的同时，节省材料及人工成本， 121101工作面卷道锚杆间排距确定为1. 2m。80706050403020目<«轮飘砌陋0 11111100.511.21.51.82锚杆排距/m图1 121101工作面巷道变形变化曲线下载原图3.3巷道支护参数确定顶板支护排距间距钢筋托梁锚索锚索宅 长度排距夫!120015002000sb-16-3100 3伞 17.8 x5300600

10、0<(>2开切眼02oxsb-16-3017.8先掘进12003x5300期间3000幵切眼0)20xsb-16-1后掘进12003<&17.8x530030002期间考虑到掘进过程中设备尺寸，通风要求和巷道围岩变形预留量，121101工作面 上下巷道设计为宽为4. 5m，高2. 6m的矩形断面，净断面为10. 6m。开切眼巷宽 8m,高2. 6m，净断面为17. 5m。冋采平巷锚杆排距为1200mm，顶板每3排锚杆 打1根锚索;开切眼锚杆排距为1200m,顶板每2排锚杆打1根锚索。此外，锚 杆预紧力不小于40k n

11、,锚索预紧力不小于60k n。锚杆形式和规格:采用高强度 螺纹钢锚杆，规格为4>20mmx2000mm;锚固方式:采用1根z2360的锚固剂进行 锚固;钢筋托梁规格:sb-16-3100-3，釆用16号圆钢焊接而成，宽度为80inni，长 度为3100mm;铺索布置:在巷道中部施工1根直径为17. 8mm、长度为5300mm的锚 索，采用2支z2360的锚固剂进行锚固，具体见表2。4巷道支护效果评价锚杆（索）支护实施于井下后，要进行矿压监测，以验证初始设计的合理性和 可靠性，并为修正初始设计提供依据m。本次根据凤凰山矿现场实际条件，进 行巷道位移、锚杆（索）锚固力、顶板离层等矿压监测，用

12、于验证巷道支护效果。4.1巷道位移监测iii日/usj's、踗婪1两帮綱位移靠近工倾帮位移顶板下沉量-t-以回风巷道测站一观测结果为例:掘进期间巷道位移如阁2所示，121101工作面 测站一巷道表面位移中巷道两帮最大移近量为25mm，其中左帮最大移近量为 14mm,顶板最大下沉量为6mm。表面位移变化距掘进工作面约100m左右时基木 稳定，巷道变形主要发生在距离掘进工作面70m范围内。冋采期间巷道位移如图 3所示，回采期间巷道表面位移两帮最大移近量为38mm，顶底板最大移近量为 19mm。巷道变形量比较小，整体变形不大，达到了预期效果，完全能满足满足工 作面回采的需要。4.2锚杆（索）

13、锚固力受力以冋风巷道1号锚杆受力变化（如图4所示）为例进行分析:锚杆预紧力都在 40k n左右，受巷道掘进动压影响后锚杆受力棊本是逐渐增大的，其屮顶锚杆和 巷帮上部锚杆受力变化幅度较大;巷道顶锚杆受力整体比较大，基本超过了 70k n,最大受力达到80k n,说明锚杆有效地控制了巷道顶板的下沉;锚杆受力变化 相对较大，之后均趋于稳定，说明锚杆有效抑制了巷道围岩的变形，起到了预 期的支护效果。+w两帮相对移近量顶杈下沉量h丙帮相对移近量2二3杈下3量从7060504030100 l304050测站距工作面距离/rn0 10图4冋风平巷1号锚杆测力计受力变化图下载原图4.3顶板离层监测在12110

14、1工作面轨道平巷和回风平巷共安装顶板离层仪40个。根据离层仪监测 结果可知，绝大部分离层仪显示离层值为0，只有很少的显示值为广5mm。监测 结果表明，2条回采平巷锚杆支护有效地控制了顶板的稳定，顶板基木没有离层 发生，仅在局部构造区域显现顶板裂隙比较发育，但通过缩小锚杆排距、锚索补 强措施有效控制了围岩的稳定。5结论(1) 121101工作面最大水平主应力11.31 mpa,垂直应力8.41 mpa,区域原岩 应力场为地应力区，工作面顶板大部分区域方解石岩脉非常发育区域，强度集 屮在27. 5444. 33 mpa,顶板较软，导致煤体完整性差，强度偏低，导致巷道严 重变形的原因。(2) 巷道变形随着锚杆间排距的增大而增大，锚杆间排距为广1. 2m时的巷道变 形量差别相对较小，综合考虑巷道围岩变形速度的控制，节省材料及人工成木， 121101工作面巷道锚杆间排距确定为1. 2m。(3) 回采期间巷道表面位移两帮最大移近量为38mm,顶底板最大移近量为19mm, 巷道整体变形不大。巷道锚杆预紧力都在40k n左右，受巷道掘进动压影响后锚 杆受力逐渐增大，有效控制了围岩的稳定，起到