矿压系统治理

1、主巷道系统矿压治理项目报告二零年五月目 录 TOC o 1-5 h z 1矿井基本概况11.1井田概况1 HYPERLINK l bookmark9 o Current Document 1.2煤层赋存条件1 HYPERLINK l bookmark12 o Current Document 2矿井的发展状况2 HYPERLINK l bookmark15 o Current Document 3开展深部开采研究的必要性2 HYPERLINK l bookmark18 o Current Document 4目前存在的矿压问题3 HYPERLINK l bookmark23 o Current

2、 Document 5研究的主要内容4 HYPERLINK l bookmark28 o Current Document 6技术方案56.1需修复的巷道及工程量5 HYPERLINK l bookmark35 o Current Document 6.2技术方案5 HYPERLINK l bookmark38 o Current Document 6.2.1卸压加固技术方案56.2.2注浆加固机理及参数确定116.2.3巷道锚网喷加固方案的确定16 HYPERLINK l bookmark84 o Current Document 520大巷修复方案19 HYPERLINK l bookma

3、rk87 o Current Document 600m以下回采巷道支护方案207费用预算22 HYPERLINK l bookmark99 o Current Document 8整改工作的进度计划23及-420大巷主要采用高强度锚杆支护技术，提高巷道的支护效 果，降低回采巷道的支护和维修费用。（1）巷道原支护方案巷道采用梯形断面，净宽4.0m，净高为2.5m。顶板锚杆采用 22螺纹钢锚杆，长度为2.2m,间排距为800X 800mm，锚索为 15.24 的钢绞线预应力锚索，长度7.2m，间排距为1600 X 1600mm，巷道肩 部锚杆与顶板法线间夹角为10。巷道两帮采用锚杆进行支护，间排

4、 距为 800 X 800mm。 1矿井的基本概况1.1井田概况xx煤矿位于三镇管辖。该矿东距津浦铁路和104国道10Km， 矿内有两个码头通往运河，有公路直通xx火车站，西邻京杭运河， 北部濒临微山湖，水、陆交通比较便利。xx井田位于里山煤田的东 北部边缘，西南部与城矿井田相连接，地质特征与城矿井田基本一 致。本区煤系地层发育较齐全，均被第四系冲击层覆盖，为全区隐 蔽煤田，在其东南部有寒武系和奥陶系地层出露，并组成低山。区 内钻孔和巷道揭露的地层由老到新为奥陶系、石炭系、二叠系、第 四系。井田走向8Km，倾斜长0.24.0 Km,面积14.1029 Km2，开采 深度为-80m-1000m。

5、井筒坐标为：X： 3813105, Y:20516925，北纬 34 26 41”，东经117 11 03”。矿井为立井多水平开采方式。 中央并列式通风，副井为进风井，主井为出风口，目前矿井生产的 水平有-420m水平和-520m辅助水平，生产的采区有3煤31、33采 区。1.2煤层赋存条件矿井主采煤层为下石盒子组2、3煤及山西组7煤，均为“三软” 煤层，平均总厚度为2.73m，其中主要可采煤层2、3煤平均总厚度 1.87m，占可采煤层总厚度的68%，具体赋存条件如下：2煤层：见煤点煤厚0.212.85，平均厚度0.71m，多为单一结构。 2煤层顶板多数为深灰色泥岩或粉砂岩，少数为浅灰色细砂岩

6、。2煤 层底板多为灰色泥岩及粉砂岩，少量褐灰色粘土岩。2煤层属局部可 采的较稳定煤层。3煤层：煤厚0.32-2.45m，平均1.16m。部分为单层结构，部分 为双层或叁层结构，煤层结构的变化无规律。3煤顶顶板大部分为深 灰色泥岩，少数为深灰色粉砂岩及浅灰色细砂岩。3煤层底板为灰色 泥岩和褐灰色粘土岩。3煤层属大部分可采的较稳定煤层。7煤层：见煤点厚度0.281.17m,平均厚度0.86m。7煤层多数为 单一结构，少数为双层结构。见煤点及沉缺点都呈条带状分布。7煤 顶板多数为深灰色泥岩及粉砂岩，极少数为中细砂岩；这说明后期 河床的冲刷对7煤影响甚微。7煤底板为灰色泥岩及粉砂岩。7煤层 属局部可采

7、的较稳定煤层。井田水文地质属中等型。根据矿井水文地质报告预测的矿井正 常涌水量为85m3/h左右。但根据近3年矿井实测资料，矿井正常涌 水量为25m3/h左右，矿井绝对瓦斯涌出量为1.17 m3/min，相对瓦斯 涌出量为2.57 m3/t。矿井二氧化碳绝对涌出量为2.56 m3/min，二氧 化碳相对涌出量为3.87 m3/t。煤层自燃发火倾向为11类自燃煤层。3 煤煤尘爆炸指数为35.91%，7煤煤尘爆炸指数为24.09%。2矿井的发展状况由于受矿井的地质条件、煤尘赋存状况、矿压、运输、通风、 生产布局及开采方式方法等方面的制约，矿井年产量始终在30万吨 左右徘徊，为了扭转当前矿井产量低、

8、经济效益差的不利局面，结 合生产布局调整、通风和运输系统改造、矿压治理等方面的工作制 定了近3年生产计划:2011年实现原煤产量36万吨，2012年预期目 标45万吨（达产），2013年预期目标60万吨。为提高储量和煤质， 矿井将来的发展格局为一个2、3煤层区主采（由于2、3煤层间距 较小，为8m左右，以3煤为主，划分采区，集中布置采区巷道，分 煤层开采），7煤配采（提高煤质），一个2、3煤采区辅采（增加产 量）。目前，矿井的生产布局为沿井田左翼一直向纵深发展，目前2、 3煤己延伸至-700m水平，7 煤-610m水平。31、71采区已基本回采 结束，主采区33采区左翼被柳新农村占压，右翼大断

9、层发育，并且 大部分为砂岩区，掘进和回采困难，可采储量有限，而新的采区尚 未开拓。根据矿井储量分布情况，33采区深部-700m-850m区段一 34采区，无论从采区位置、煤层赋存情况、可采储量、服务年限等 方面，都满足矿井发展要求，而从矿井接续情况看，两翼开拓又需 要一定的时间（最快为24.4个月），因此34采区可以作为矿井主要 接续采区来考虑，两翼辅采。7煤作为配采继续向深部延伸将至 -1000m 水平。34采区位于33采区的深部，是中央采区向深部的延续，由于该 采区2、3煤均可采，采区储量多，服务时间长，又因为2、3煤均 为三软煤层，随着采深的增加矿压逐渐增大，综合以上考虑，把采 区两道下

10、山布置在3煤底板岩层中，即利用33采区现有的生产系统， 在适当位置分布以-17。和-14.5延伸中央皮带机下山和-700m轨道 下山，在3煤底板岩层中延伸至-850m落平，两道下山通过石门与煤 层联络，该布置方式系统简单、稳定，运输环节少，投产工期少。3开展深部开采研究的必要性xx煤矿为扭转当前矿井产量低、经济效益差的不利局面，计划 在2013年实现预期目标60万t。目前2、3煤己延伸至-700m水平， 7 煤-610m水平。31、71采区已基本回采结束，而-700-850区段的 34采区，无论从采区位置、煤层赋存情况、可采储量、服务年限等 方面，都满足矿井发展要求，因此，矿井暂将34采区作为

11、矿井主要 的接续采区考虑。随着矿井生产能力的提升和向深部的延伸，矿井通风和运输系 统可以通过改造来满足生产需要，但是矿压问题越来越突出，即所 谓的“三高一扰动”所带来的复杂环境。现有的主巷道系统均布置 在3、7煤底板泥岩中，受围岩岩性、围岩应力等因素影响，变形严 重，巷道的底鼓、收帮等，有的为几十厘米，有的达到几米，严重 影响了正常使用。同时，在浅部开采的条件下，由于所处的地应力 水平比较低，工程开挖以后，围岩一般不会产生破坏，采用一次支 护即可实现工程的稳定性，但是当矿井开采到34采区时，巷道在高 于工程围岩强度的围压作用下，围岩就会产生破坏，此时采用简单 的一次支护就不能满足工程稳定性要求

12、。由浅部建立起来的稳定性 控制理论不在合适，xx煤矿现有的许多支护技术措施还不能满足深 部巷道围岩稳定控制的要求。由以上分析可得，巷道的支护问题已经影响到矿井的安全生产， 矿井现有的主巷道系统由于受矿压影响，变形严重，己不能满足矿 井生产需要，是矿井面临的严重挑战，能否对矿井主要巷道围岩进 行较好控制关系到矿井的可持续发展问题。因此必须积极采用新技 术、新工艺，并与有关科研院校紧密合作，探索一种满足xx煤矿地 质条件下的煤/岩巷支护方法。4目前存在的矿压问题xx煤矿在进入深部开采以后，仅重力引起的垂直原岩应力通常 就超过工程岩体的抗压强度，而由于工程开挖引起的水平应力集中 则远大于工程岩体的强

13、度。-420水平、-520辅助水平已经将要开拓 的-850、-1000水平巷道，在承受高地应力的同时，大多数巷道要经 受硕大的回采空间引起的强烈的支撑压力作用，使受采动影响的巷 道围岩压力数倍、甚至近是倍于原岩应力，从而出现软岩大变形， 大地压、难支护的特征。而处于深部的巷道，大部分处于塑性状态， 即有各向不等压的原岩应力引起的压、剪应力超过岩石的强度，造 成岩石的破坏。xx煤矿目前的矿压现状如表4-1所示。表4-1受压影响变形统计巷道名称支护长度现状危险程度服务年限备注-420m大巷锚喷440m喷体开裂脱落，底鼓较严重永久-420m炸药库通道锚喷100m巷道变形严重较严重永久-420m翻车机

14、硐室锚喷30m喷体脱落顶压底鼓严重永久大断 面-420、-610m、-700m变电所、泵房锚喷210m喷体开裂脱落，底鼓严重永久大断 面-420、-610m、-700m水仓锚喷300m巷道底鼓局部冒顶严重永久中央皮带机下山（局部）锚喷200m喷体开裂脱落，影响 使用一般永久-520m辅助水平车场锚喷260喷体开裂脱落，巷道 变形、底鼓严重严重永久-700m轨道下山下段及上、下部车场锚喷280m喷体开裂脱落，影响 使用严重永久-600m以下回采巷道锚 网顶底板及两帮移近量 快，需反复修复严重支护 方式合计1820受压影响变形破坏的情况如下:回采巷道即煤巷，根据井下现场实测，顶、底板移近量平 均0

15、.5m/月，两帮移近量0.6 m/月。平均每季度要修复1次，局部2 次。修复方式主要是扩帮卧底后重新锚网支护，局部打点柱或走向 棚加强支护。主系统巷道，包括中皮下山(局部)、各水平水仓泵房变 电所、炸药库通道、-520辅助水平车场、-700m轨道下山及上下部车 场、水平大巷等，喷体大面积开裂脱落，巷道底鼓变形严重，平均 每半年要修复1次，局部多次。修复方式主要是按巷道使用断面要 求扩巷锚喷支护。变形量大的地方挂网打锚索加强支护。巷道自始至终存在：变形f修复f再变形f再修复的局面， 既浪费了大量的人力、物力和财力，造成矿井接续紧张、经济效益 低下，同时也时刻威胁着矿井的安全生产。5研究的主要内容

16、通过对xx矿进行实地调研，并基于xx矿深部开采中所遇到的 巷道支护问题，确定该项目所应研究的内容如下：(1) 矿井地质条件分析：(2 ) 巷道岩石力学性能参数测定；(3 ) 巷道变形破坏特征以及破坏机理分析；巷道围岩控制机理分析；巷道支护技术方案的确定。6技术方案经现场调研，xx煤矿需修复的巷道名称及工程量如下：-420大巷（约440m工程量）、-420变电所及泵房、炸药库 通道、-420翻卸硐室（大断面）、绞车硐室（共约120m，其中60m 为大断面硐室）；-520中部车场、中皮局部，约340m工程量；-700轨道下山下段及下步车场等，约280m工程量；-600m以下回采巷道的合理支护方式及

17、参数。6.2技术方案针对巷道围岩变形情况，经理论分析，结合现场实践经验，提 出以下技术方案。6.2.1卸压加固技术方案本方案主要针对-420变电所、泵房以及水仓，-420翻卸硐室（大 断面）、-420炸药库通道围岩变形破坏严重的情况，拟在上部煤层进 行卸压，然后再在巷道内部进行加固。（1）卸压原理由于开采条件的限制，xx煤矿两水平大巷均布置在煤层底板 中，距煤层底板30m。大巷的净断面均为12.58叽 即跨度4.2m及 高度2m的半圆拱形。采用锚喷支护。因两大巷及硐室均处于上方煤 柱影响范围内，变形巨大，严重影响了矿井的安全高效生产。因此， 必须对上方煤柱进行卸压处理。如图1图2所示，420大

18、巷及硐室、 520大巷及车场硐室处于工作面采后永久支承压力范围内，420大巷、520大巷及车场硐室服务年限长，为提高安全可靠性，便于硐室维护， 对硐室上方煤层进行了松动软化处理，以此对巷道围岩进行卸压。受保护硐室与开采工作面位置关系如图6-1图6-2所示，红色区域内 为开采时所留设的煤柱区域。1）硐室卸压的基本原理泄压法是一种新的巷道维护思想及支护设计方法的综合概括。 他是通过一定的技术手段改变某些部分围岩的物理学性质，改善围 岩内的应力及能量分布，以此来提高围岩稳定的一类方法。卸压的能量原理巷道开挖后围岩的能量要进行重新分布。围岩发生的变形、破 坏等力学效应可以看作是原来集聚在岩体中的弹性应

19、变能释放做功 的结果。根据有关研究结果，近似后得到如下能量平衡方程： + + w = f式中：w 非完全弹性介质中开挖硐室时围岩重新集聚的应变力： w岩体的变形及破坏等各种运动形式所吸收的应变能 wf 支护吸收的应变能；f 常数。由上式可知，为了保证巷道围岩稳定，应使其集聚的应变能wc 不超过一定的限度w,即wW wo这可以通过如下三个措施来实现：加固围岩，提高围岩本身的强度，即提高w 的值；加强支护，即增大七值，这将增大支护消耗；增大W值。如果依靠围岩自身的过度变形和破坏来增大W, 反而降低了围岩的稳定性，这是不允许的。既要保持围岩的稳定性， 又要增大W值，那就只有在围岩中认为形成一些薄弱的

20、部位一一卸 压，通过对卸压区围岩进行人工有控破坏来增大W值。卸压的应力分布原理硐室挖开后，由于卸载回弹，使周边岩体在径向卸载，而在切 向产生应力集中。这种集中超过岩石的极限强度时，将导致围岩局 部发生破坏甚至整个硐室失稳。因此，需要维护硐室围岩的稳定， 就得改善这种不利的应力分布或提高围岩的承载能力。积极主动地 软化一部分围岩中缓和切向应力的相互挤压，中断或减弱周边切向 应力的连续传递，降低围岩的高应力集中或围岩的高应力向巷道围 岩深部转移。转移到围岩深部的这一升高应力区反而起到承载环的 作用，从而保护了巷道周边岩体的稳定。卸压的位移原理卸压后，卸压区为围岩提供了一定的变形补偿空间，从而部分

21、的缓解和控制了围岩的挤出变形，以降低硐室变形。（2）方案设计目前国内外卸压法中主要采用3种手段形成让压空间，即开巷、 钻孔和爆破等。为了维护煤柱下大巷及硐室安全，根据地质条件和 地压情况以及现场施工条件，xx矿采用了卸压方法是：在煤层中开 巷加钻孔爆破的方法，软化煤层，使支承压力向卸压区外部转移， 从而减少桐室围岩应力。卸压技术国内实践较少，设计原则主要考虑卸压机理，根据以 往国外有关方法以及现场工程实际。一般认为卸压法的基本原理是 通过人为手段在巷道围岩中形成让压空间，使压力高峰向围岩深部 转移，以此来发挥深部围岩的承载能力，进而控制巷道的稳定。采 用此方法时巷道顶板下沉的可能会比原来的情况

22、略大些，卸压效果 受水文地质条件等影响，有一定的时间性，它的适用范围可由下式 确定：0.5W 皇 b（6.2）（1 + sin X G sin X = 2c cos。此时，b广七，b广，代人上式，得（1 + sin X G sin X。= 2c cos。将其代入式（6.1）得Q），则为（6.3）（6.4）（6.5）如2b sin。2c（6.5）drr （1 - sin 矿一正 sin。）求出方程（6.5）的解，b =c cot + cr部，代入边界条件（b ） =-p，r1r r=r解出匕得/、2 sin 8b = c cot e(p+c cot e二 j1sin e2sin e(6.6)b

23、=c cote 4 (p + c coto 仁卜景o1 sin k (6.6)将以上环形塑性区内的应力，对于弹性区( ,)内的应力和位移，可根据弹性力学中的拉米解答给出。设r = r处的应力为bo，远处的地应力为p0，则有(r 2 )r2I 7处的地应力为p0，则有(r 2 )r2I 7r2 气=一方Ippo(r 2，r2k 7po(6.7)可见，七+%=-2p0，该式在r = r处亦成立，将其代入式(6.4)，它应与式(6.6)中G )=ccosep Gsine)=b相等，由此解得r(p + c cot e)(- sin 8)o ,c cot e + p1sin 巾2sin (6.8)通过上

24、式可以确定巷道周边弹塑性交界面，同时对于巷道开挖 后，周边弹性区、塑性区的分布范围可以做一理论上的计算。在进行巷道支护设计时，巷道支护要求尽量缩小塑性范围，尽 快封闭围岩，使围岩能最大限度的发挥承载性髓，从而减轻支架的 压力。若无支护约束，塑性范围会进一步扩大，为了维护巷道的稳 定，必须通过架设支架提供径向力，改变围岩的运动状态，最终达 到维持巷道稳定的目的。支架阻力与塑性圈有如下关系式：（P + C - c tan 中）1 - sin 中）P + C - c tan 1-b1sin 甲2sin 中（6.9）P = Bp + C - c tan甲）（-sin 甲1sin 甲2sin 中（6.9

25、）2sin m1-sin m - C - c tan 甲（2sin m1-sin m - C - c tan 甲（6.10）（2）巷道加固方案的确定现对-420大巷及相关桐室、-700轨道下山及车场等说明加固方 案。进行加固的顺序是：先将断面刷大至设计断面；采用锚网 喷支护；注浆加固。1）原支护参数据提供资料，-420大巷及硐室，-700轨道下山及车场的支护方 案为：锚杆间排距800X800mm，锚杆长度2000mm，巷道采用锚网喷 支护。支护断面如图6-10所示。根据现场地质条件及工程经验，确定该处的支护方式为锚网喷+ 注浆，具体的巷道支护方案及参数如下：2）加固方案支护参数原巷道净宽400

26、0mm，由于巷道变形破坏，断面变小，使得巷道 不能满足正常的生产要求，因此，先对巷道进行断面刷大，将巷道 刷大至4740mm以预留一定的巷道变形量。喷浆后的巷道净断面为 4500mm。巷道断面为半圆拱形。在此基础上进行锚杆的优化设计。锚杆支护参数包括锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距等。锚杆直径为有效地控制巷道围岩的变形和离层，锚杆必须给围岩可靠的 支护阻力。当锚杆材质一定时，支护阻力的大小与杆体半径的平方 成反比，也就是说，直径越大，支护阻力和锚杆支护系统刚度越大， 对支护越有利。另一方面需考虑锚杆直径和钻孔孔径的合理匹配， 如果差值太小，安装有困难；差值太大，会降低锚杆锚固力。综合 考虑巷道压

27、力等情况，确定锚杆直径均为22mm。锚杆长度锚杆长度是锚杆支护参数中的关键参数之一，就巷道支护整体 结构而言，锚杆长度太短，在巷道围岩内形成的加固厚度较小，不 利于巷道顶板的稳定。依据地质条件以及巷道断面尺寸确定锚杆长 度为 2200mm。锚杆间排距锚杆支护间排距是锚杆支护的关键参数之一，对巷道支护整体 结构而言，间排距过大，支护强度变小，甚至不能形成连续的承载 结构，难以有效控制巷道围岩变小。根据地质条件和相关工程经验 确定锚杆间排距为800 X800mm。锚索支护考虑到巷道破坏变形严重，在巷道顶板打7m长的锚索，锚索直 径17.8mm。锚索采用五花布置，间排距3200 X 1600mm。锚

28、索可起到 补偿及协调锚杆支护的作用。优化后的断面如图6-11所示。注浆注浆参数如图6-7所示。注浆孔的布置主要考虑注浆孔的深度 及间排距等。围岩浅部裂隙较为发育，为防止浆液向外流失，应有 一定封孔深度，即注浆孔不能过浅。考虑到该段巷道钻孔时出现严 重卡钻现象，为保证封孔深度，注浆孔空间布置均匀巷道表明成一 定角度。注浆时，注浆孔与巷道表明垂直，注浆孔间排距离1.6m， 注浆孔深3m。6.2.1-520大巷修复方案-520大巷现采用的方案为全封闭可缩U型钢+锚喷支护，对该大 巷修复段提出以下支护参数调整（锚网喷+全封闭可缩U型钢+注浆 支护）。其注浆方案见图6-12。6.2.5-600m以下回采

29、巷道支护方案回采巷道是为采煤工作面服务的巷道，-600m以下回采巷道受工作面 动压影响比较严重，巷道在回采工作面前方变形量大、断面收缩严 重，影响工作面的通风、运输以及行人，因此，回采工作面回采巷 道的支护设计的合理性非常重要，过大或过小的支护强度都不能满足安全生产的需要。xx煤矿-600m以下回采巷道以2）巷道新设计方案巷道支护设计原则是以巷道维护理论为指导、以工程实践为基 础的设计理念，是影响支护效果最重要的一个设计原则。巷道支护 设计一般采用动态设计方法，首先根据围岩力学性质、施工条件与 支护方式，利用理论与数值模拟等方法对巷道支护设计进行理论分 析与模拟研究，然后根据分析结果进行初步设

30、计。最后根据实施效 果量测对原设计方案进行补充设计，使设计方案不断完善和提高， 保证深部巷道的支护效果。根据xx煤矿-600m以下围岩的力学特点、岩层构造与理论分析 结果，确定支护原则如下：1）高强应力锚杆、锚索联合支护锚杆直径为直径22的高强左旋螺纹钢锚杆，其长度为2.2m。 新掘巷道的锚杆支护参数排距为0.7m，每个锚杆采用4个不同型号的 药卷加长锚固。顶板采用7.2m长的钢绞线预应力锚索进行补强支护， 巷帮采用2.2m长的左旋高强螺纹钢锚杆配合桁架进行支护，通过行 桁架锚杆的水平加固作用，有利于顶板梁的成拱作用，同时可以通 过拉杆，协调锚杆之间的受力变形，将同一拉杆的若干根锚杆构成 整体

31、支护结构。2）加强巷道断面局部区域的支护强度，减少巷道局部破坏理论与实践证明巷道的底角和肩部是巷道受力较大、最容易破坏的位置，一般应加强这些局部关键区域的支护，在巷道两帮的肩 部各布置一个锚杆，提高巷道肩部的支护强度，保证围岩的稳定性。3）巷道断面协调变形，降低围岩应力软岩巷道围岩关键部位局部应力过大，使巷道断面在该局部区 域首先破坏，特别是巷道断面的肩部受力较大，巷道往往从这些局 部区域破坏，最终导致整个巷道破坏。在xx煤矿巷道支护上除了对 巷道肩部加强支护外，在支护强度上强调巷道整体协调变形，限制 与控制巷道关键部位局部应力过大和变形，保证巷道整体收缩与变 形，使局部断面应力较大区域首先向应力较小区域转移，然后使整 个断面收缩变形，使巷道变形整体协调发展，总体降低巷道的变形， 保证巷道的稳定性。综合上述分析，确定回采巷道的参数如下：巷道采用梯形断面，净宽4.0m，净高为2.5m。顶板锚杆采用 22的