深部围岩巷道支护技术的应用研究

赵 博

(西山煤电股份有限公司 马兰矿，山西 古交 030200)



·试验研究·

深部围岩巷道支护技术的应用研究

赵 博

(西山煤电股份有限公司 马兰矿，山西 古交 030200)

为了研究掘进期间深部高应力区巷道变形特征，以山西某矿22614工作面为研究背景，采取了锚网梁索+底角锚杆的联合支护措施，在支护段分别布置2个测站进行监测，得出在掘进期间，巷道顶底板相对移近量平均为52.2 mm，两帮相对移近量平均为42.8 mm，巷道断面收缩率控制在5%以内，围岩变形控制效果好。锚固区内离层值大于锚固区外离层值，说明顶板离层主要发生在锚固范围内，锚固范围外离层较小，锚索支护有效控制了巷道顶板离层。

掘进期间；深部围岩；高地应力区；巷道支护；顶板离层；围岩变形

深部开采岩石所处的地质环境与浅部开采有很大的不同，主要表现为“三高一扰动”的恶劣环境，即高地应力、高地温、高岩溶水压和强烈的开采扰动[1-3]. 同时受其高地应力的影响，深部巷道围岩应力分布极其复杂。随着无轨设备的大量投入使用，巷道断面加大，深部地应力尤其是垂直应力集中，使巷道的维护难度加大[4]. 如果简单采用传统的巷道支护方式，不能从根本上进行有效的支护，而再次支护时又存在很大的安全隐患，研究对象条件也复杂多变。受高地应力影响巷道变形严重，修复工程量大，常出现前掘后修、重复扩刷等现象，成为制约矿井正常生产的重要影响因素。为此，我国学者对其进行了研究，并得出了一定的结论：李清等[5]以新汶矿区孙村煤矿-1 100 m东大巷为研究背景，应用FLAC数值模拟软件，分析了二次锚喷耦合支护技术，有效解决了深部高应力区巷道支护技术难题，并实现了支护结构与围岩的动态耦合；孙晓明等[6]结合南屯煤矿9301工作面巷道变形的实际情况，对巷道断面和掘进位置进行有效优化，提出了锚网索耦合支护技术，该技术有效地控制了巷道围岩的变形，实现了深部破碎煤层巷道沿底掘进的目的；李桂臣等[7]对煤层预应力桁架锚杆支护技术进行了阐述，并在淮北矿区许疃煤矿进行了成功试验，该技术提高了掘进速度，有效控制了围岩变形，保证了人员安全，为类似条件下的围岩支护提供了有力依据。李景杰等[8]结合鹤岗矿区的地质条件，分析了深部软岩巷道的变形机制，提出了耦合转化和刚隙柔层支护技术，该技术有效解决了该矿区支护困难的技术问题，对国内其他矿区的深部巷道支护有一定的借鉴意义。本文对山西某矿22614工作面在掘进期间进行了矿压观测，研究了巷道受深部高地应力作用时巷道支护技术。

1 概 况

该矿现主要开采山西组7、9煤层，南翼采区正在开拓过程中，核定矿井生产能力为500万t/年。开拓方式为立井单水平分区式上下山开采，地面标高为+35 m，目前主要在-700 m和-980 m两个辅助水平开采。22614工作面开采7#煤层，煤层直接顶板以灰至深灰色粉砂岩为主，岩性致密。底板多为深灰色粉砂岩，局部为粉细砂岩互层。

该煤矿最大主应力方向与水平方向的夹角最小为55°，最大为86°，平均为69°. 地应力场是以垂直应力为主导的，垂向应力值是自重应力的1.22～1.59倍。22614工作面南翼为980回风巷，最大主应力σ1=26.7 MPa，方位角是177°，与22614工作面上下顺槽方向夹角近垂直。

2 掘进期间巷道支护技术研究

2.1 支护方案

1) 支护形式。

采用锚网梁索+底角锚杆联合支护，具体见图1.

图1 22614工作面巷道支护设计断面图

2) 设计巷道尺寸。

设计巷道毛断面尺寸为：4 500 mm×2 500 mm，净断面尺寸为：4 300 mm×2 400 mm.

2.2 支护参数

1) 锚杆。

本支护设计方案针对不同的支护位置采用以下几种不同的锚杆：

顶板锚杆采用d22 mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，长2 200 mm，下肩窝两根锚杆考虑到施工难度，采用d22 mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，长2 000 mm，间排距820 mm×850 mm，平行布置。

帮部锚杆用d20 mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，长2 200 mm，上帮间距800 mm，下帮间距700 mm，排距均为850 mm，平行布置。

底角锚杆使用d43 mm管缝式锚杆，长2 000 mm，与水平面成45°夹角打在巷道底角，安装完后再在管缝式锚杆中空部分插入一根螺纹钢锚杆并用水泥浆注实。

2) 锚杆托盘。

锚杆托盘使用木托盘和碟形铁托盘组成的复合托盘，其中内部木托盘尺寸为200 mm×150 mm×50 mm，外部为120 mm×120 mm×10 mm 碟形铁托盘。

3) 网。

网片采用d4 mm电焊平网，长筋为镀锌铁丝，短筋为冷拔钢丝，网格尺寸50 mm×50 mm.网片间搭接长度为50～100 mm，进行逐扣连接。

4) 钢筋托梁。

顶板采用d16 mm圆钢加工而成的钢筋梯，两帮采用d12 mm圆钢加工而成的钢筋梯，宽度70 mm.

5) 锚索。

锚索直径为15.24 mm，长度5 200 mm. 锚索托盘选用20#槽钢，尺寸为400 mm×200 mm×80 mm，中间加焊尺寸为200 mm×150 mm×10 mm的钢板，钢板中心眼孔d16.5 mm；锚索采用CK-Z2370型树脂药卷1根(内部)，Z2380型树脂药卷1根(外部)。锚索预紧力根据施工位置的不同而不同，当锚索紧跟迎头时，预紧力不小于10 t；当距迎头15 m后打锚索时，预紧力不小于12 t. 锚索按“1-1”的方式进行布置，锚索排距2 400 mm.

3 巷道支护效果分析

3.1 监测点的设置

在支护段布置2个测站，分别进行监测。第一测站距离回风巷出口890 m，第二测站距离回风巷出口1 290 m.

3.2 支护效果分析

3.2.1 巷道表面位移

通过对采用锚网梁索+底角锚杆联合支护段中设置的2个测站的连续观察，得出巷道掘进影响期间、掘后稳定期间巷道表面变形情况。根据巷道表面位移，得出各个测站顶底板、两帮移近量随时间变化曲线，见图2，3.

图2 掘进期间一测站表面位移曲线图

图3 掘进期间二测站表面位移曲线图

由图2和图3可得：

1) 22614回风巷采用锚网梁索+底角锚杆联合支护，对该巷道的掘进进度的影响最小，平均约为14天，围岩变形速度较慢。

2) 由数据分析可知，掘进期间，顶板的相对位移量约为32 mm，最大顶底板的位移速度约为9 mm/d，22614回风巷两帮的位移量约为23 mm，每个测站两帮最大相对移近速度约为8 mm/d. 研究表明，围岩的变形速度与位移量均小于原有的支护方案，使得围岩的变形量与速度均在可控的范围内，围岩的稳定性较好。

3) 在掘进后期，围岩变形趋于稳定，围岩的位移速度变化较小，顶底板的位移量约为19 mm，顶底板相对移近速度约为0.2 mm/d；两帮相对移近量约为21 mm；两帮相对移近速度约为0.18 mm/d；由此可见，围岩变形的总体趋势缓慢，围岩的变形量和速度均在可控范围内，采取该支护技术能有效控制围岩变形。

4) 在掘进期间，巷道顶底板相对移近量平均为52.2 mm，两帮相对移近量平均为42.8 mm，巷道断面收缩率控制在5%以内，围岩变形控制效果好。

3.2.2 巷道顶板离层

对两个巷道顶板离层监测测站的顶板离层仪所测数据进行统计分析，并绘制掘进期间巷道顶板离层监测曲线，见图4，5.

图4 一测点顶板离层变化曲线图

图5 二测点顶板离层变化曲线图

由图4和图5可得：

1) 在掘进期间，顶板的离层量较小，最大离层量约为29 mm，在支护范围的锚固区内，离层量约为17 mm；锚固区外离层量约为13 mm. 因此，顶板的变形在可控范围内，满足巷道支护要求。

2) 通过研究发现，顶板离层由3个阶段组成：a) 掘进前20天，顶板离层速度非常快，即为高速发展期。b) 在掘进20～60天，顶板的离层量较小，即为缓慢变形期。c) 在掘进60天后，顶板基本无离层出现，即为稳定期。

3) 锚固区内离层值大于锚固区外离层值，说明顶板离层主要发生在锚固范围内，锚固范围外离层较小，锚索支护有效控制了巷道顶板离层。

4 结 语

综上可知，高地应力对巷道变形的影响严重，而且高垂直应力的巷道围岩应力演化及锚杆承载性能优化，对于矿井降低返修率，保障安全高效生产，加快高产具有重要的经济和现实意义，对类似复杂条件下巷道的稳定性维护具有指导意义。

[1] 张 农，高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报，2004，33(5)：524-527.

[2] 李学华，姚强岭，张 农，等.高水平应力跨采巷道围岩稳定性模拟研究[J].采矿与安全工程学报，2008，25(4)：420-425.

[3] 孙珍平，高召宁，孟祥瑞，等.基于德鲁克-普拉格准则的围岩损伤区渗透系数研究[J].长江科学院院报，2013，30(3)：26-29,39.

[4] 孙珍平，高召宁，孟祥瑞，等.渗流作用下圆形巷道围岩弹塑性分析[J].矿业安全与环保，2013，40(1)：32-36.

[5] 李 清，刘文江，杨仁树，等.深部岩巷二次锚喷耦合支护技术[J].采矿与安全工程学报，2008，25(3)：258-262.

[6] 孙晓明，何满潮，冯增强，等.深部松软破碎煤层巷道锚网索支护技术研究[J].煤炭科学技术，2005，33(3)：47-50.

[7] 李桂臣，张 农，刘召辉，等.煤巷预应力桁架锚杆支护技术[J].采矿与安全工程学报，2007，24(2)：150-154.

[8] 李景杰，郭 伟.鹤岗矿区深部软岩巷道支护技术的研究与应用[C].//周兴旺.矿山建设工程新进展—2006全国矿山建设学术会议文集.北京：中国矿业大学出版社，2006：558-564.

Application of Roadway Support Technology in Deep Surrounding Rock

ZHAO Bo

In order to study the deformation characteristics of the deep high stress zone during the tunneling period, the joint support measures with the anchor net plus the bottom bolts are taken as the research background in 22614 working face in a mine in Shanxi province. Two monitoring stations are set in the supporting section. The relative roof to floor convergence of the roadway is 52.2 mm, and 42.8 mm between the two rib sides, the total shrinkage rate of the roadway section is under 5%, and the deformation control effect of the surrounding rock is good. The movement inside the anchorage zone is larger than that of the outside, which indicates that the roof movement mainly occurs inside the anchorage range. The joint support method controls the roof movement effectively.

Tunneling period; Deep surrounding rock; High ground stress area; Roadway support; Roof separation; Surrounding rock deformation

2017-02-27

赵 博(1991—)，男，河南鹿邑人，2013年毕业于运城职业技术学院，主要从事煤矿巷道维修工作

(E-mail)szp6356@163.com

TD353

B

1672-0652(2017)04-0035-04