动压影响下软弱泥岩顶底板巷道支护技术研究_王晓亮.pdf

动压影响下软弱泥岩顶底板巷道支护技术研究王晓亮（山西省汾西矿业（集团）有限责任公司双柳煤矿，山西柳林033300）摘要：5 采区回风巷顶底板均为软弱的泥岩且巷道受到邻近采掘作业面影响，围岩变形量较大。通过对巷道原支护方案存在问题进行分析，结合现场地质条件考虑采动压力影响，提出用自进式锚杆+注浆+喷浆方式支护围岩，并确定支护参数。经实践，5 采区回风巷围岩变形问题得以有效解决，实现了采动影响下软岩巷道围岩有效控制。研究成果可为矿井类似情况下软岩巷道围岩控制提供经验参考。关键词：巷道支护；采动压力；软岩巷道；自进式锚杆；围岩注浆中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1003-773X（2023）06-0127-020引言当煤层顶底板岩性均为软岩时，煤巷围岩变形量较大、控制难度较高，特别是巷道周边存在采掘作业面时，巷道在采动压力作用下围岩变形更为明显1-3。众多学者对动压影响软岩巷道支护进行研究，其中许兴亮等4以曹村矿 500 m 水平大巷支护为工程背景，综合使用理论分析、现场实测以及数值模拟分析等技术手段，对软岩围岩变形破坏机理以及围岩变形诱因进行分析，并提出强化围岩稳定性及支护体系强度为核心的围岩支护方案，实现了巷道围岩变形有效控制；徐佑林和张辉5以湾田矿运输下山支护为例，通过理论分析构建动压影响软岩巷道围岩塑性区分布范围计算模型，并通过钻孔窥视技术验证理论计算模型，根据围岩塑性区分布范围提出通过全断面双壳锚注技术支护围岩，实现动压影响软岩巷道围岩变形有效控制6-8。文中就结合以往研究成果，以 5 采区回风巷围岩控制为背景，针对性提出动压软岩巷道围岩支护技术方案，实现了巷道围岩有效控制。1工程概况山西某矿井田范围内开采煤层包括有 2 号、3号、9 号、11 号等，现阶段生产主要集中在浅部的 2号、3 号煤层。2 号煤厚 3.89 m，倾角 510，直接顶为 3.86.7 m 泥岩、硬度 1.52.7，基本顶为 3.78.5 m 的粉砂岩、硬度 3.75.6；直接底为 2.23.9 m泥岩、硬度 1.52.7，基本底为厚度 4.17.4 m 的石灰岩、岩体普氏硬度 3.46.2。5 采区回风巷沿着 2 号煤底板掘进，长度 3200m，巷道顶底板均为泥岩，加之巷道周边采掘影响，巷道出现较为明显的底鼓、巷帮收敛变形。对巷道围岩变形监测发现巷道水平收敛量介于 150580 mm、底鼓量介于 290760 mm，围岩变形量大给巷道正常使用带来制约，具体现场巷道围岩变形情况见图 1。矿井经过综合技术分析并结合 5 采区回风巷现场情况，提出采用注浆锚杆+表面喷浆方式对巷道围岩进行支护，通过注浆锚杆提高顶板、底板泥岩强度及抗变形能力，表面喷浆实现表面岩体裂隙封堵，解决围岩强度低、动压影响下巷道巷道围岩变形量大问题，为巷道使用创造良好条件。2巷道原支护存在问题分析及支护参数优化2.1巷道原支护问题分析2.1.1原支护方案5 采区回风巷净宽、净高分别为 5.3 m、4.2 m，净断面积为 23.26 m2，巷道断面大且顶底板均为软弱的泥岩。用锚网索支护方式，断面如图 2 所示。顶板用规格 22 mm2 500mm 螺纹钢锚杆+规格 150 mm150 mm10 mm 高强度方形托盘，每排 8 根，设计间排距 800 mm750 mm；护表用桁架（12 mm 钢筋焊接组成），宽为 80 mm、长为 5 250 mm。顶板补强用规格21.6 mm8 500 mm 钢绞线锚索+规格 300 mm收稿日期：2022-04-20作者简介：王晓亮（1985），男，山西平遥人，毕业于山西煤炭职业技术学院煤炭开采专业，专科，现为工程师。总第 242 期2023 年第 6 期机械管理开发MechanicalManagementandDevelopmentTotal 242No.6，2023DOI:10.16525/14-1134/th.2023.06.051图 1巷道现场围岩变形图 2巷道原支护断面（单位：mm）1 200 1 200 1 2001 6001 6007505 3005 54021.68 500222 50021.64 300222 5001454009003001 600 1 0004 2004 320优化改造机械管理开发第 38 卷300 mm16 mm 高强方形托盘，锚索按照 43 布置方式，一排 3、4 根时间距分别为 1 600 mm、1 200mm，排距均为 1 200 mm。巷帮用 22 mm2 500 mm 螺纹钢锚杆+规格150 mm150 mm10 mm 托盘+W 钢带支护，锚杆间排距 800 mm900 mm，最上部锚杆距顶板 400mm。补强锚索用 21.6 mm4 300 mm 钢绞线+300mm300 mm16 mm 托盘，锚索间排距 1 600mm、1 600 mm。在巷道顶板及底板上均铺设宽长=1 540 mm940 mm 金属网，巷道底板不支护。2.1.2支护方案存在问题分析5 采区回风巷顶底板均为软弱的泥岩，原支护方案未支护底板。巷道在围岩蠕变以及附近回采巷道采动压力作用下会出现变形，由于底板未支护，则首先会导致底鼓量大；巷道底鼓严重会导致巷帮、顶板变形量增大，进而影响巷道正常使用。2.2巷道支护优化2.2.1优化技术方案根据 5 采区回风巷围岩变形特征以及原有巷道支护方案存在的问题，提出在巷道原有锚网索支护方案基础上，采用注浆锚杆提高顶底板及巷帮岩体强度，通过表层喷浆方式封闭巷道围岩，降低水、空气等影响。顶底板及巷帮用型号 ZJS25、规格 25 mm2 500 mm 的自进式锚杆。顶板自进式锚杆布置在原锚杆中，间排距为 1 500 mm、1 600 mm，巷帮间排距分别为 1 800 mm、1 600 mm；底板自进式锚杆间排距2 000 mm、1 600 mm 布置，两侧锚杆外插 30，中部锚杆垂直底板布置。具体优化后巷道围岩支护方案布置如图 3 所示。2.2.2支护工艺对刷扩巷道断面后全断面（顶底板及巷帮）喷浆，喷浆层厚 50 mm、强度 C20，通过喷射混凝土不仅可实现围岩支护而且便于注浆泵、钻机等设备安装，同时喷浆层可降低围岩注浆外溢量。锚杆施工 4 排后集中注浆，以便提高施工效率，注浆后对再喷射厚 50mm 混凝土。3巷道围岩支护效果在 5 采区回风巷采用自进式锚杆进行注浆加固后，在巷道内布置测站对围岩变形进行为期 3 个月监测，现场间隔 150 m 布置 2 个测站，单个测站内数据监测间隔为 7 d，具体围岩变形监测结果见表 1。从表 1 监测结果看出，1 号测站在 2019 年 3 月10 日6 月 13 日时间范围内，顶底板及巷帮累积变形量为 10 mm、8 mm，2 号测站顶底板及巷帮累积变形量为 2 mm、2 mm；围岩变形量较小，通过采用自进式锚杆并对围岩进行注浆，可显著提升顶底板及巷帮稳定性，降低采动压力影响，以便为巷道后续使用创造良好条件。4结论1）5 采区回风巷顶底板岩性均为泥岩，自身承载能力较差，巷道支护完成后在地应力以及采动压力等作用下呈现出底鼓量大、顶板及巷帮收敛严重等问题，给巷道后续使用带来显著制约。结合巷道原有支护方案及现场地质条件，分析得出巷道顶底板自身强度低以及巷道底板未支护是导致围岩变形过大的主要原因。2）在巷道原支护方案基础上，用自进式锚杆+注浆+喷浆方式加固围岩，并依据现场情况设计加固方案。现场应用后，5 采区回风巷顶底板及巷帮变形较小，其中监测到顶底板变形为 10 mm，实现动压影响软岩巷道围岩控制。参考文献1王晓辉.深部动压软岩巷道修复实践与应用J.中小企业管理与科技（中旬刊），2015（4）：190-191.2高飞，雷燕昂.动压影响底板软岩巷道支护技术研究J.能源技术与管理,2015，40（1）：36-38.3汪占领.深部动压软岩巷道底鼓控制技术研究 J.煤炭工程，2017，49（7）：55-57.图 3优化后巷道支护断面（单位：mm）监测时间1 号测站变形量/mm2 号测站变形量/mm顶底板巷帮顶底板巷帮2019-3-1000002019-3-1811002019-3-2611012019-4-1022102019-4-1711012019-5-111002019-5-810002019-5-1611102019-5-2311002019-5-3010002019-6-600002019-6-130000表 15 采区回风巷围岩变形监测结果1 200 1 2001 2001 6001 6007501454009003001 600 1 0005 3005 5404 2004 320注浆锚杆注浆锚杆注浆锚杆注浆锚杆（下转第 131 页）1282023 年第 6 期现一定的形变，而优化方案中的滚筒虽然同样产生一定形变，但相较于传统滚筒来说，其具体形变量较小，几乎不会对矿用提升绞车的正常使用造成影响。由此可见，本文所提出的改进方案具有较强的有效性，值得在后续矿用提升绞车滚筒改进及结构优化中进行参考应用。5结论本文基于现有矿用提升绞车滚筒结构，提出一种滚筒改进方案，并分别通过有限元分析和工程实践分析两种方式对改进方案有效性进行检验分析，最终检验改进方案的有效性。具体来说，本研究共获取以下成果。1）在传统滚筒结构中，滚筒所承受的最大等效应力值为 173.31 MPa，并且最大等效应力点位于滚筒中部区域。滚筒所承受的最大等效位移值为 1.302 9 mm，最大位移点与最大应力点相同，均处于滚筒中间区域。2）基于现有矿用提升绞车滚筒结构方案，结合滚筒生产工作实际，通过理论计算的方式将滚筒直径优化为 3 000 mm，将滚筒宽度优化为 3.752 m。3）滚筒所承受的最大等效位移值为 1.045 3 mm，最大位移点处于滚筒中间区域。滚筒所承受的最大等效应力值为 138.65 MPa，说明滚筒优化方案中滚筒结构性能符合要求，并且最大等效应力点位于滚筒中部区域。总体来说，本文所提出的滚筒优化方案相对于传统滚筒结构方案来说更具有效性，值得后续滚筒结构优化及改进中进行普及应用。参考文献1李逸.矿用带式输送机传动滚筒的受力分析及优化设计J.机械管理开发，2021，36（11）：93-94；97.2许志林.矿用缠绕式提升机与提升绞车制动力测试研究J.内蒙古煤炭经济，2020（6）：187.3任世杰.提升绞车故障原因与优化分析J.机械管理开发，2021，36（1）：266-267.4丁志勇.采煤机滚筒结构参数的优化分析J.煤矿机械，2020，41（3）：114-116.5王浩.多绳摩擦式提升机滚筒应力分析与优化J.能源技术与管理，2021，46（2）：106-107；188.（编辑：王婧）Optimization and Analysis of the Drum of Mine Hoisting WinchLiu Zhuqing（Shanxi Anmei Mining Design Engineering Co.,Ltd.,Taiyuan Shanxi 030006）Abstract:Based on the failure form of the mining hoist drum and the actual situation of the hoist drum,a reasonable model of the mininghoist drum is constructed,and finite element analysis is carried out based on this.Based on the results of the finite element analysis,anoptimization plan for the mining hoist drum is proposed.At the same time,in order to study the effectiveness of the optimization plan for thedrum of the mining hoist,the optimization plan will also be applied to engineering practice.Through engineering practice,even ifshortcomings are found in the optimization plan,greater losses will be avoided in the large-scale application of subsequent plans.Key words:mining hoist;roller;finite element analysis4许兴亮，田素川，孟毅，等.动压软岩巷道围岩破坏机理及强化技术研究J.煤炭工程，2018，50（9）：39-42.5徐佑林，张辉.动压影响下的软岩巷道加固治理技术研究J.煤炭科学技术，2018，46（1）：68-73；111.6廖学东，昝赵琼.动压软岩巷道围岩变形特征及综合治理实践J.中国矿业，2014，23（7）：104-108.7肖利平.动压软岩巷道用让压锚杆的设计与性能分析J.煤矿机械，2014，35（5）：21-23.8桑伟冲，马伟，翟文立.动压泥质软岩巷道锚注加固技术试验研究J.内蒙古煤炭经济，2014（3）：155；171.（编辑：柴晓峰）Research on the Support Technology of Roadway under the Influence of Dynamic Pressure onthe Top and Bottom Slab of Soft MudstoneWang Xiaoliang（Shuangliu Coal Mine,Shanxi Province Fenxi Mining(Group)Co.,Ltd.,Liulin Shanxi 033300）Abstract:The top and bottom slabs of the return air tunnel in the 5 mining area are soft mudstone and the tunnel is influenced by theadjacent mining operations,with a large amount of surrounding rock deformation.By analyzing the problems of the original support schemeof the roadway and considering the influence of mining pressure in combination with the geological conditions of the site,it is proposed tosupport the surrounding rock by self-propelled anchor+grouting+slurry spraying,and to determine the support parameters.Afterpractice,the problem of deformation of the surrounding rock in the backwind tunnel of the 5 mining area was effectively solved,and thesurrounding rock of the soft rock tunnel under the influence of mining movement was effectively controlled.The results of the study canprovide an empirical reference for the control of soft-rock roadway surrounding rock in similar situations in mines.Key words:roadway support;mining pressure;soft rock roadway;self-entering anchor;surrounding rock grouting（上接第 128 页）刘竹清：矿用提升绞车滚筒的优化与分析131