大柳塔煤矿52606运输顺槽破碎围岩支护技术研究.pdf

充煤黑豹杯参评论文煤矿支护2023年第3 期大柳塔煤矿5 2 6 0 6 运输顺槽破碎围岩支护技术研究李靖（国能神东煤炭集团大柳塔煤矿，陕西神木7 19 3 15）摘要要针对大柳塔煤矿5 2 6 0 6 运输顺槽破碎围岩易发生冒顶及片帮等问题，提出了巷道顶板采用“钢筋网十圆钢锚杆十锚索十元型钢带”，两帮采用“塑料网十玻璃钢锚杆”的支护方式，设计并校核了支护参数，制定了矿压监测方案，以期为破碎围岩巷道支护技术提供借鉴参考。关键词破碎围岩；支护方式；支护参数；矿压监测1引言52606运输顺槽位于大柳塔煤矿5 一2煤六盘区大巷东侧、井田边界西侧、北侧为52607设计工作面、南侧为5 2 6 0 5 工作面，掘进巷道布置在5 一2 煤层中，沿煤层底板掘进。5 2 6 0 6 运输顺槽煤层顶板多为泥质胶结，泥质岩层中裂隙（滑面）较发育，局部区域有断层及层滑带发育，上述区域顶帮较破碎，易发生冒顶及片帮，如图1所示。在巷道掘进过程中对安全生产造成威胁，因此掘进过程中必须加强支护及巷道顶帮管理。2巷道围岩概况掘进区域煤层伪顶厚0 0.2 5 m，平均0.1m，以泥岩为主；直接顶厚0 2.8 m，平均1.8 m，以粉砂岩为主；老顶厚2.9 21.8m，平均13.8 m，以细砂岩为主；直接底厚1.7 5.2 m，平均2.9 1m，以粉砂岩为主。根据陕西省陕北罗纪煤田神木北部矿区大柳塔井田（扩大）勘探地质报告以及该掘进区域沿线钻孔探测地质资料，52606运输顺槽区域直接顶饱水抗压强度为32.45 4.9 MP a，平均4 3.6 5 MPa；直接底饱水抗压强度为2 5.0 5 6 0.4 MPa，平均40.98MPa，顶底板总体属于半坚硬岩石，顶底板局部区域遇水容易软化，水稳性较差，巷道围岩特征如表1所示。表1巷道围岩特征顶底板岩石名称厚度/m平均厚度硬度岩性特征灰白色，分选中等，磨圆度好，成份老顶细砂岩2.921.813.87.2以石英为主，泥质胶结，波状层理。浅灰色，微波状层理，泥质胶结，富直接顶粉砂岩02.81.87含植物化石。灰白色泥钙质胶结，上部微波状、伪顶泥岩00.250.12.6波状层。灰色，泥质胶结，水平层理发育，局直接底粉砂岩1.75.22.916.9部有泥岩、粗砂岩薄层发育。82023年第3 期煤矿支护3支护设计3.1巷道支护形式选择设计巷道形状均为矩形，5 2 6 0 6 运输顺槽长4 2 16.5 m、宽5.4 m、高3.6 m，断面面积为19.4 4 m。根据5 一2 煤已掘巷道支护参数、支护经验及生产技术资料，5 2 6 0 6 运输顺槽顶板采用“钢筋网十圆钢锚杆十锚索十元型钢带”的方式进行支护，两帮采用“塑料网十玻璃钢锚杆”的方式进行支护。运输顺槽锚杆布置图如图1所示。140010501050300900900120090090030060060012001200120018006005400图1运输顺槽锚杆布置图3.2支护参数设计根据工程类比法合理选择支护参数。工程类比法包括直接类比和间接类比。直接工程类比法是基于大量工程实践经验，在地质生产技术条件基本一致的情况下，根据相似工程的已有经验，进行锚杆支护选型和参数设计。间接工程类比法是根据围岩稳定性分类进行锚杆支护设计。（1）5 2 6 0 6 运输顺槽顶板支护方式：钢筋网十圆钢锚杆十锚索十元型钢带。间排距：锚杆矩形布置，每排支护6根，锚杆间距为9 0 0 9 0 0 一12 0 0 一9 0 0 一900mm，边锚杆距巷帮为3 0 0 mm，排距为1000mm。锚索每排布置2 根，间距为3000mm，排距为4 0 0 0 mm，锚索距巷帮分别为14 0 0 mm、10 0 0 m m。材料规格：锚杆采用18X2100mm圆钢锚杆，12 0 12 0 10 mm碟形托盘，22X2300mm钻杆，28mm钻头，CK23X500mm树脂锚固剂，每孔安装1支。顶网选用6.5150150mm钢筋网，尺寸为1100 X 5200mm。锚索选择21.6X6500mm钢绞线，3 0 0 3 0 0 16 mm锚索内嵌式托盘，32mm钻头及68mm锁具扩孔钻头，CK23X500mm树脂锚固剂，每孔安装2 支。元型钢带长度5 0 0 0 mm，孔距2501500-1500一15 0 0-2 5 0 mm，孔数4个，配合锚索使用。（2）5 2 6 0 6 运输顺槽掘进方向右帮支护方式：塑料网十玻璃钢锚杆。间排距：锚杆矩形布置，每排支护2根，锚杆间距为自顶板向下6 0 0 一12 0 0 一1800mm，排距为10 0 0 mm。材料规格：锚杆为22X2000mm玻璃钢锚杆，配套塑料托盘，222300mm钻杆，28mm钻头，CK23X500mm树脂锚固剂，每孔安装1支。塑料网宽度3300mm，长度10 m。（3）5 2 6 0 6 运输顺槽掘进方向左帮支护方式：塑料网十玻璃钢锚杆。间排距：锚杆矩形布置，每排支护3根，锚杆间距6 0 0-12 0 0 一12 0 0-6 0 0 mm（自顶板向下），排距为10 0 0 mm。材料规格：锚杆为22X2000mm玻璃钢锚杆，配套塑料托盘，222300mm钻杆，28mm钻头，CK23X500mm树脂锚固剂，每孔安装1支。塑料网宽度3300mm，长度10 m。3.3校核支护参数(1)锚杆长度顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，按悬吊理论，锚杆长度可由公式1计算：Lg=Li+L2+L3(1)式中：Lg为锚杆总长度，mm；LI为锚杆外露长度，顶锚杆取100mm，帮锚杆取2 0 0 mm；4，可得d=14mm。60kN.ot将Q375MPa代人公式ot为杆体材料抗拉强度，MPa。石内摩擦角，9煤矿支护2023年第3 期L为有效长度，mm，其中顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取煤帮破碎深度c；L3为锚固段长度，取4 0 0 mm。其中围岩松动圈冒落高度b为：b=B/2+Htan(45%)(2)2煤帮破碎深度c为：C=Htan(45 号)(3)2式中：B、H 分别为掘进巷道的宽度和高度，m;f为顶板岩石普氏系数；将B=5400mm，H=3 6 0 0 m m，f=4.43，$=6 3.4 代人公式2、公式3，可得：b=802mm,c=851mm。因此，顶锚杆长度：L顶10 0+8 0 2+4 0 0=13 0 2 mm。帮锚杆长度：L200+851+400=1451mm。综上所述，所选顶锚杆长度和帮锚杆长度均满足要求（2）锚杆杆体直径按锚杆承载力与锚固力等强度计算：4Q(4)元t式中：d为锚杆直径，mm；Q为拉拨实验测得的锚杆锚固力，kN;因此顶锚杆和帮锚杆规格均符合要求（3）锚杆间、排距按锚杆所能悬吊的重量计算。顶锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量G确定，锚杆的锚固力Q应能承担岩石重量，为安全起见，考虑安全系数k。G=L2 a2(5)GKQ(6)联立公式5 和公式6，可得：aVQ/kyL2(7)式中：a为锚杆的间、排距，m；Q为锚杆的设计锚固力，6 0 kN；k为安全系数，取1.2；L为锚杆有效长度，根据前述计算取0.8 0 2 m;为被悬吊岩石的重力密度，取21kN/m。将上述参数代入公式7 计算可得a1.72m，因此设计顶锚杆间、排距参数能满足要求。（4）锚索长度锚索支护长度计算公式为：LsL4+Ls+L+L7(8)式中：Ls为锚索总长度，m；L4为锚索深人稳定层锚固长度，取1.5 m;Ls为需要悬吊不稳定岩体（煤体）厚度，取0.7 1m;L。为托盘及锁具厚度，取0.0 7 6 m；L为需要外露的张拉长度，取0.2 5 m。将上述参数代人公式8 可得Ls2.54m，考虑锚索规格，本支护方案选用6.5m长度的锚索符合设计要求。(5)锚索间、排距计算根据悬吊理论校核。为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用21.66500mm的锚索，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中。校核锚索间、排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间、排距：L,=nF2/BmHm-(2Fisin0)/a（(9)式中：L,为锚索间、排距，m；Bm为巷道最大冒落宽度，取5.4 m；Hm为巷道冒落高度，取2.0 m；为岩体容重，2 1kN/m；102023年第3 期煤矿支护a为锚杆排距，1.0 m；Fi为锚杆锚固力，取6 0 kN；F为锚索极限承载力，取3 2 0 kN；0为锚杆与巷道顶板的夹角，9 0；n为锚索每排根数，取2。将上述参数代入公式9 计算可得L;=5.99m。依据上述计算结果，巷道锚索间、排距取不超过5.9 9 m即可符合要求，因此本支护方案锚索间排距均符合设计要求。4矿压监测方案围岩变形及支护质量的监测、管理通过以下三方面进行：围岩表面位移、围岩深部位移、围岩支护质量管理。表面位移通过“十字布点法”进行观测，如图2 所示，分别测量OA、O B判断两帮移近量；测量OC、O D 判断顶底板移近量。每个观测站布置两个观测断面，观测断面的间距应尽量靠近且不大于两排锚杆的距离，观测点应安设牢固。巷道每10 0 m设置观测点并挂设观测牌板，距掘进工作面5 0 m内的观测点要求每天观测1次，其余区域的观测点要求每周观测1次。遇地质构造、顶板状况差时，应根据现场条件，确定测点设置位置并缩短安设距离。移近量超过4 0 mm时Y应及时采取措施加强支护，AB0D图2“十字布点法”示意图4.1围岩深部位移围岩深部位移通过顶板离层仪进行观测，包括巷道顶板的深孔离层量和浅孔离层量，要求顺槽巷道每2 0 0 m、每个联巷开口及贯通侧顶板设置观测点，距掘进工作面最近一个观测点要求每天观测1次，其余区域的观测点要求每周观测1次。顶板离层仪型号为LBY一3，每隔200m设置1处，滞后工作面最大距离不得大于1.5 倍安装距。顶板离层仪应布置在巷道中心线上，深部基点应固定在顶板以上8.5m处（不小于巷道跨度的1.5 倍），浅部基点应固定在顶板以上2 m处（比锚杆长度短0.1m）。顶板离层仪应尽量安设在调车碉室开口或顶帮状况差区域。遇地质构造、顶板状况差时，应根据现场条件确定顶板离层仪安设位置，缩短安设距离。观测期内浅孔发生离层或深孔离层量较小时，应认真分析顶板离层的原因，制定相应措施。深孔读数超过4 0 mm，应及时采取措施加强支护；当深孔读数超过8 0 mm时，对发生异常读数必须调查其原因，再提出补强支护措施，安排队伍进行支护或采取其它措施确保安全。5结论针对大柳塔煤矿5 2 6 0 6 运顺局部区域顶帮较破碎，易发生冒顶及片帮等问题，提出了顶板采用“钢筋网十圆钢锚杆十锚索十元型钢带”的支护方式，两帮采用“塑料网十玻璃钢锚杆”的支护方式，对支护参数进行了设计并校核，制定了以围岩表面位移一围岩深部位移一支护质量管理为核心的矿压监测方案，形成了破碎围岩巷道支护方案设计。作者简介李靖（19 9 8 一），男，陕西省榆林市人，毕业于西安科技大学，现在神东煤炭集团大柳塔矿工作，助理工程师。（收稿日期：2 0 2 3 年0 3 月2 3 日；责任编辑：金朝）