沿空巷道围岩支护设计研究及应用

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2019年2月MiningSafety&EnvironmentalProtectionFeb郾2019

梁冰,陈晓杰,李刚,等.沿空巷道围岩支护设计研究及应用[J].矿业安全与环保,2019,46(1):37-42.文章编号:1008-4495(2019)01-0037-06

沿空巷道围岩支护设计研究及应用

梁摇冰a,陈晓杰b,李摇刚b,李存洲b

(辽宁工程技术大学a.力学与工程学院;b.矿业学院,辽宁阜新123000)

摘要:针对南阳坡煤矿沿空掘巷围岩稳定性较差的问题,分析了其工程地质条件,在研究沿空巷道围岩应力的分布规律及锚杆支护原理的同时,采用数值模拟的方法,对比分析了无支护和有支护条件下巷道围岩的应力分布、塑性区分布和围岩位移量,验证了以锚杆为主体的沿空巷道支护方法的有效性。以南阳坡煤矿5800沿空巷道为工程背景,设计出该沿空巷道的支护方式为:锚杆+锚索+钢筋网+钢筋梁(W型钢带)+木托盘+煤柱注浆加固,并通过现场监测,进一步验证了该支护方案的现场实际应用效果。应用结果表明,该支护方案的围岩控制效果较好,能够满足安全生产的需要。

关键词:沿空巷道;锚杆支护;数值模拟;支护设计;小煤柱;注浆加固中图分类号:TD353摇摇摇文献标志码:B

ResearchandApplicationofSurroundingRockSupportDesignofGob-sideEntry

(a.CollegeofMechanics&Engineering;b.CollegeofMiningEngineering,LiaoningTechnicalUniversity,Fuxin123000,China)

LIANGBinga,CHENXiaojieb,LIGangb,LICunzhoub

geologicalconditionswereanalyzed,whilestudyingthedistributionregularityofsurroundingrockstressandtheprincipleofboltsupport,thestressdistribution,plasticzonedistributionandsurroundingrockdisplacementofroadwaysurroundingrockundertheconditionthatwithorwithoutsupportwerecomparedandanalyzedbynumericalsimulationmethod,theeffectivenessofengineeringbackground,thesupportingmethodofitwasdesignedasfollows:anchorbar+anchorcable+steelmesh+steelbarbeam(theWtypesteelbelt)+woodtray+coalpillargroutingreinforcement,andthroughfieldmonitoring,thepracticalsupportschemeisgoodandcanmeettheneedsofsafeproduction.reinforcement

Abstract:InviewofthepoorstabilityofsurroundingrockinthegobroadwayofNanyangpoCoalMine,theengineering

roadwaysupportmethodwithboltasthemainbodywasverified.Takingthe5800gob-sideentryofNanyangpoCoalMineastheeffectofthesupportschemewasfurtherverified.Theapplicationresultsshowthatthesurroundingrockcontroleffectofthe

Keywords:gob-sideentry;boltingsupport;numericalsimulation;supportdesign;smallcoalpillar;grouting

摇摇我国科学技术的快速进步,刺激了采矿业的迅猛发展,使得煤矿开采力度加大,出现了大面积采空区,沿空巷道逐渐增加,因此,设计安全可靠的沿空巷道支护方案就变得尤为重要。

近年来,众多专家学者在沿空掘巷方面的研究取得了显著成果。理论方面,赵国贞等[1-4]通过大量实验研究和理论分析得出锚杆支护后的围岩强度

收稿日期:2017-11-15;2018-12-27修订

基金项目:国家重点研发计划项目(2016YFC0600704);国家自然科学基金项目(51774165,51204186,51404130)

作者简介:梁摇冰(1962—),女,辽宁盘锦人,博士,教授,博士研究生导师,主要从事矿山压力及其控制方面的教学和科研工作。E-mail:lbwqx@163.com。

明显提升,进而得出沿空掘巷围岩控制的机理;康红普等[5]在分析锚杆支护作用机理的前提下,结合各典型实例,提出强力锚杆支护可有效控制围岩变形;王卫军等[6]运用工程可靠性原理,对巷道煤帮支护可靠性进行研究,提出了一种锚杆支护优化的新方法;张益东等[7]通过计算机模拟,验证了采用锚杆支护沿空巷道方式的可行性;王金华[8]在实践的基础上得出锚杆锚索联合支护可以有效控制煤巷围岩的变形;徐军等[9]以王庄煤矿为背景,通过现场调研及矿压监测的研究手段,提出了“注浆+锚网索+局部加强支护冶的沿空巷道围岩控制技术;刘增辉等[10]在工程实践的基础上,得出对实体煤帮、小煤柱进行加固可以有效控制围岩变形;马其华等[11]通过理论

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研究和分析,提出留设小煤柱来进行沿空护巷,并且通过对现场实践的研究,给予了强力锚杆、强力锚索联合巷道围岩支护方式的可行性证明,可以有效地控制沿空巷道围岩的不稳定性。实践方面,陈学伟等[12]通过对鲍店煤矿1306工作面矿压显现情况的研究分析,提出了沿空掘巷最优支护方式为锚杆加注浆;杨建辉等

[13]

通过对实际工程的研究,提出了

采用锚杆、锚索联合支护的巷道支护技术;郑志伟等[14]以汪家寨煤矿为工程背景,在现场反复试验后得出,合理的巷道锚网喷注参数可以有效改变巷道的承压方式,进而有利于巷道的稳定。

科学安全的沿空巷道支护方式直接影响着巷道稳定性,对于煤矿的安全生产具有极其重要的意义和价值。笔者以南阳坡煤矿5800沿空巷道为工程背景,采用理论分析、现场实测和数值模拟等方法,确定科学合理的支护方案,并通过对现场实际数据的采集与分析,验证了该支护方案对围岩变形有着显著的控制效果。

1摇工程概况

南阳坡煤矿5800回风巷道服务于8800工作面,沿煤层底板掘进,巷道断面为矩形。巷道掘进宽度5m、高度3郾6m、长度534m,位于408盘区中部,东部为8805采空区。5800回风巷位于5#

煤层中,该煤层位于太原组下部,全区分布,发育良好,为本区稳定可采煤层。煤层倾角2毅~5毅,平均倾角3毅;煤层厚度8郾2~9郾3m,平均8郾8m。5800回风巷左帮为留设的7m宽小煤柱,右帮为实体煤。5800回8805风巷道布置如图采空区,即58001所示巷为沿空巷道。由于5800,回风巷东侧为

沿空巷道进行支护成为了矿井开采的首要任务故而如何对该。图1摇5800巷道布置示意图

2摇沿空巷道变形破坏与支护理论

2郾2郾1摇1郾1摇沿空巷道围岩应力分布规律在巷道掘进过程中顶板,巷道周围原岩应力重新分

布,形成了类似于压力拱的结构,沿顶板方向垂直应·38·

力呈现出非均匀分布,中部较低,煤帮附近较高。直到围岩二次稳定,分布于整个层面的垂直应力降低,顶板变形一般发生在中浅部,其中,顶板的中部破坏最为严重。在工作面采动影响作用下,水平应力明显上升,顶板应力明显增大,造成巷道中垂直应力升2郾高1郾,使得顶板出现下沉和变形现象2摇小煤柱侧

。

在巷道小煤柱一侧的肩部,垂直应力基本相同,

采空区附近的煤体会因为遭到破坏而处于卸载状态,从而应力显著降低,巷道一侧煤体的应力仍然较高,便出现了应力集中现象,此时受回采影响程度最大。在垂直于巷道方向上,呈现出明显的区域性应力分布,从靠近采空区侧依次为破裂区、塑性区和弹性区;煤柱左右两侧均存在着破裂区,承载能力较小,从掘进开始到围岩重新稳定阶段,水平应力在竖直方向上大致相同,应力集中不明显;受采动作用的2郾影响1郾3摇,在煤柱竖直方向上实体煤帮

,水平应力逐渐增大。

巷道开掘以前,实体煤一侧处于弹性区的高压

状态,巷道开挖后,转变成破裂区和塑性区。支承压力向深部转移,煤体同样朝着巷道方向开始发生显著位移。在一定范围内,随着深度增加煤体垂直应力的分布范围逐渐增大,在采动影响下的一定范围内存在着明显的应力降低区,实体煤帮附近的一定范围内,垂直应力随着煤体深度的增加而不断增大。围岩再次稳定时,垂直应力和水平应力均出现不同程度的下降,受采动影响,煤帮内部水平应力会呈现显著增大的趋势,使得实体煤侧的变形破坏向更深的位置扩展。

2郾2摇沿空巷道锚杆支护理论

研究表明[15]聚力C、内摩擦角,渍在锚杆支护情况下、岩体的峰值强度和残余强度等,锚固体的黏

力学参数会得到显著改善,其中岩体内摩擦角渍的改善尤为明显。原因在于锚杆支护有利于原本处于单向或二向应力状态的围岩转化为三向应力状态,有利于提高围岩的承载能力,进而提高巷道的稳定性。

从锚固体的强度方面来看,锚固体强度的计算公式如下:

滓滓1m

*=0郾4+15郾滓3+2Ctan(45毅+渍/2)

式中:滓1=0郾4+26郾4滓m

3+2C*tan(45毅+渍*/2)

(1)(2)

1为锚固体的极限强度,MPa;滓*

残余强度,MPa;滓为锚杆的支护强度1为锚固体的m3,MPa;C为锚

固体极限强度时的黏聚力,MPa;渍为锚固体处于极

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限强度状态时的内摩擦角,(毅);C*为锚固体处于残余强度状态时的黏聚力,MPa;渍*为锚固体处于残余强度状态时的内摩擦角,(毅)。

m由式(1)、(2)可以看出,滓1与滓3、C和渍呈正

脂加长锚固。其他参数如下:

型,杆尾螺纹为M24;锚索选用SKP18-1/1860-9000型,直径17郾8mm,长度9000mm,采用五花布置(锚索在顶板岩层的锚固长度应不小于200mm,且外露长度宜为150~250mm);另选用300mm伊300mm伊16mm高强度托板。

2)实体煤帮支护参数。每排布置5根单体锚

1)顶板支护参数。锚杆选用椎20-M24-2400

*m

比关系,滓1同理,而且滓3对滓1的影响程度最大,

即围岩的强度和承载能力在锚杆支护条件下得到明显提高,从而有效提高巷道围岩稳定性。

3摇支护方案

根据沿空掘巷围岩控制原理,并基于5#煤层顶底板及两帮条件,按照设计原则,支护方式为:锚杆+锚索+钢筋网+钢筋梁(W型钢带)+木托盘+煤柱注浆加固的支护方式。巷道顶板及两帮金属网选用10#铁丝编织的金属菱形网,规格为3000mm伊3000mm,网片之间搭接长度不小于100mm,用双股16#铁丝拧结捆扎,每隔200mm捆扎1道,拧结不少于3圈。W型钢带规格为300mm伊5mm。锚固方式均为树

杆,距上一根锚杆间距400mm。在每2排锚杆中间位于巷道帮中部的位置布置1根锚索,长度4300mm;其他参数与顶板相同。

3)小煤柱侧支护参数。锚杆参数与实体煤帮相

同。锚索每排3根,锚索布置在2排锚杆中间,锚杆锚索均加设木托板,木托板规格300mm伊300mm伊椎8mm的圆钢,网格尺寸100mm伊100mm。

巷道具体支护设计如图2所示。

50mm。钢筋网规格:1100mm伊3200mm,钢筋为

(a)5800巷道断面图(b)5800顶板支护平面图

(c)5800实体煤帮支护平面图(d)5800小煤柱侧支护平面图

图2摇巷道支护设计示意图

注浆孔布置2排,顶板距离上排注浆孔1郾2m,2排1郾2m。沿着巷道推进方向呈三花布置,同一水平上的相邻注浆孔间距6郾0m,如图3所示。

注浆孔垂直距离1郾2m,下排注浆孔距离底板

4)小煤柱侧注浆加固参数。巷道高度3郾6m,

图3摇注浆钻孔侧视图

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采用钻杆直径为42mm的巷帮钻机进行施工,下排钻孔垂直煤壁进行施工,钻孔长度为3m,钻孔3间距为6m;上排钻孔施工仰角为10毅,钻孔长度为

帮m,0郾同一水平相邻钻孔间距为3m位置处,布置1排顶板注浆钻孔6m,在顶板距煤柱4m,倾角40毅,如图4所示。

,钻孔深度图4摇注浆钻孔剖面图

注浆材料为水泥水玻璃双液浆,水灰比一般选择0郾8颐1郾0,考虑到煤柱有喷浆层,可以根据现场实际情况将水灰比的选择范围增大至(0郾8~1郾0)颐1郾0。水泥和水玻璃浆液体积比宜为1颐0郾4或1颐0郾5。

4摇数值模拟

4郾1摇模型建立

采用FLAC3D数值模拟软件,以5800沿空巷道为研究对象,分析对比支护前后围岩应力和塑性区的分布情况,从而确定支护方案的可行性。模型长伊宽伊高实际尺寸为200m伊100m伊150m,将模型的上边界设定为自由边界,设置加载载荷酌H=6郾21MPa,并将水平方向位移与模型下边界垂直位移设置为固定约束,采用Mohr-Coulomb模型。煤岩体物理力学参数见表1。

表1摇煤岩体物理力学参数

岩性类别抗拉强度黏聚力内摩擦角体积模量切变模量Rm/MPaC/MPa渍/(毅)K/GPaG/GPa砂砾岩5郾2112郾15169郾806郾80细粒砂岩4郾1313郾30355郾943郾25泥岩5郾2611郾70304郾131郾98煤1郾2311郾50203郾711郾00砂质泥岩4郾6912郾00254郾252郾15粗粒砂岩1郾5615郾30349郾326郾50中粒砂岩

1郾72

14郾00

37

6郾23

3郾43

·40·

4郾4郾2摇2郾1摇模拟结果及分析巷道支护前后围岩应力分布模拟结果如图围岩应力

5所

示。可以看出,在没有支护的情况下,在巷道左、右3两帮远离巷道方向约1m处出现了影响范围分别为

较小m和,最大应力约为7m的应力增高区50MPa,,且应力变化的梯度密度而巷道顶底板的应力影响区范围约为4m,且底板的应力影响区范围略大于顶板,最大值约为15MPa;支护后巷道左右侧的应力增高区影响范围缩小至2m和4m,顶底板的应力影响区范围也缩小了近1m,且应力变化的梯度密度显著增大,巷道左右两侧的应力增高区最大应力值降低至45MPa,峰值降低了10%,顶底板的33郾应力影响区应力最大值降低至3%。

10MPa,峰值降低了(a)支护前

(b)支护后

图5摇巷道支护前后围岩应力分布情况

4郾2郾2摇巷道支护前后围岩塑性区分布模拟结果如图围岩塑性区

6

所示。可以看出,在没有支护的情况下,5800巷道塑性区范围较大,巷道顶底板及实体煤柱侧塑性区范围约为2郾5m,而巷道左侧小煤柱完全处于塑性区内,即小煤柱处于不稳定状态,从而使得巷道处于不稳定状态;在对巷道进行支护之后,小煤柱侧的塑性区范围明显减小,顶底板及实体煤柱侧塑性区范围缩小至1郾4m,缩小约44%,小煤柱侧塑性区范围缩小至2郾8m,且在小煤柱内部出现了一定的稳定区域,即支护之后的小煤柱稳定性显著增强,从而有效提高了巷道的稳定性。

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(a)支护前

(b)支护后

图6摇巷道支护前后围岩塑性区分布情况

4郾2郾3摇在没有支护的情况下巷道围岩位移

,巷道顶板中部和两帮中部变形严重,变形稳定后,顶板下沉量达327郾03mm,两帮对内收敛量达102郾33mm;对巷道采用设计方案支护91郾后,顶板下沉量减小至26郾80郾8%,两帮收敛量减小至20郾3878mm,mm,降降低低了了显著减小1%。支护方案实施后,巷道围岩稳定性得以明显提高,顶板和两帮围岩收敛量。

5摇现场监测及效果分析

5郾1摇现场效果监测

巷道锚杆、锚索应力观测可以反映现有支护条件下围岩应力的变化情况。巷道顶板和两帮的位移量和变形收敛速度是反映现有支护方案支护效果的有力证据,根据巷道表面收敛量的大小和收敛速度特征验证支护方案的可靠性。

采用深孔位移计观测巷道围岩不同位置的位移量50。巷道观测第1个断面位于5800巷终采线断面m,。其他断面每间隔每个断面分别在顶板和两帮布置表面位移观100m设置1个,共设置3内个测点,并且布置顶板深孔位移计、煤柱帮深孔位移计和实体煤帮深孔位移计。

初锚力、锚固力的变化、终锚力是评价锚杆锚索工作状态的重要指标,通过锚固力的动态监测,分析锚杆锚索的受力特征,评价支护方案是否合理。设置锚杆(索)受力状态测量断面3个,第1个断面位于5800巷终采线内50m,其他断面每间隔100m设置1个。每个断面对煤柱帮、实体煤帮,以及顶板锚

杆、锚索安装测力计,对其动态受力、动态演化过程进行监测。

5郾2摇支护效果分析

采用矿用收敛计监测回采过程中巷道的变形情况,采用锚杆表监测回采过程中锚杆受力变化情况,采用顶板离层仪监测回采过程中顶板位移量变化情况,实测曲线如图7~10所示。

图7摇各断面顶板及两帮锚杆受力随监测时间的变化曲线

图8摇各断面顶板下沉及两帮收敛变形量

随监测时间的变化曲线

图9摇各断面顶板及两帮锚索受力随监测时间的变化曲线

图10摇各断面深部、浅部离层量随监测时间的变化曲线

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1)在掘进过程中,巷道达到最大变形时,顶板下由图7~10可以看出:

[3]李顺才,柏建彪,董正筑.综放沿空掘巷窄煤柱受力变

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沉量为27mm,两帮移近量为21mm,且主要是由于25~30kN,锚索载荷一般为60kN左右。

煤柱内移造成的,约7郾5mm。顶板锚杆载荷一般为

2)巷道受掘进影响的时间为15d左右。15d

后,巷道围岩的变形量逐渐趋于稳定。且顶板下沉速度小于1郾8mm/d,两帮移近速度小于1郾4mm/d。

6摇结论

用表明,在数值模拟研究基础上选取的锚杆支护参数是合理的,应用效果比较明显。

2)数值模拟研究中岩石力学参数的准确选取是3)在现场实际施工过程中,及时监测围岩变形4)通过对比现场监测数据和数值模拟数据,二5)对巷道支护后的现场监测数据及所绘制的变1)南阳坡煤矿5800沿空巷道锚杆支护实践应

十分重要的,对支护参数设计起着重要作用。

和锚杆受力是十分必要的,并对支护不佳的支护参数进行修改,有助于安全可靠支护方案的最终制定。者近似相同,进一步验证了支护方案的可行性。

化曲线表明,支护后的巷道围岩变形得到有效控制,21mm。

顶板最大的下沉量为27mm,两帮最大的收敛量为

参考文献:

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(责任编辑:陈玉涛)

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(责任编辑:逄锦伦)

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