破碎围岩巷道变形特征及支护优化.pdf

优化改造andNo.7,2023DevelopmentManagementMechanical2023年第7 期Total243机械管理开发总第2 4 3 期D0I:10.16525/14-1134/th.2023.07.066破碎围岩巷道变形特征及支护优化刘瑞生（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：为满足煤炭高效回采需要，现阶段巷道断面普遍较大，但掘进遇到破碎时会给巷道围岩控制带来较大制约。15 0 2 回风巷在掘进至12 0 5 13 0 3 m范围时受多个断层影响，围岩破碎且稳定性较差，巷道在原有的锚网索+架棚支护方式下难以实现围岩变形有效控制，顶板、巷帮最大变形量分别为18 1.1mm、5 7 5.8 mm，甚至部分位置有支护体系失效风险。通过对破碎围岩巷道围岩变形特征进行分析，提出了采用以提升围岩支护体系强度以及自身承载能力为核心的支护优化技术方案。经过实践，15 0 2 回风巷在破碎带围岩变形得以有效控制，顶板、巷帮变形量控制在3 0 mm、7 5 m m。关键词：破碎围岩；巷道掘进；围岩支护；注浆加固；围岩变形中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：10 0 3-7 7 3 X(2023)07-0165-030引言将巷道布置在煤层中，不仅可回收部分煤炭资源还可提高巷道掘进效率、减少井下石产量，同时煤巷采用综掘方式掘进，掘进自动化程度较高、掘进速度快。巷道断面一般为矩形，当巷道围岩破碎或者围岩岩性稳定性较差时，如何有效控制围岩变形是巷道掘进期间需重点解决问题 1-4 。一般情况下，对于破碎巷道围岩支护多采用工字钢架棚或者U型钢方式，存在支护成本高、围岩变形适应性差以及后续频繁修整等问题；部分矿井综合使用锚网索+围岩支护方式，需要钻进多个注浆钻孔且注浆工程量较大，支护成本高 5-8 。本文以15 0 2 回风巷为工程实例，优化巷道支护参数实现破碎巷道围岩有效控制。111502回风巷概况1502回风巷沿着开采的5 号煤层底板掘进，矩形断面（规格为4.2 m3.2m），采用综掘工艺，锚网索方式支护围岩，设计掘进总长度为2 5 5 0 m。5 号煤层为典型的三软煤层，煤层厚度3.2 m，依据其他邻近采面煤炭开采以及回采巷道掘进显示，煤层及顶底板裂隙发育强度较低。根据已有地质资料显示，在15 0 2回风巷掘进至12 0 5 13 0 3 m范围内，会揭露有F11、F12、F 15 等多条断层影响，巷道围岩受断层影响较为明显，围岩破碎程度会进一步增加。具体15 0 2 回风巷掘进过程中揭露的断层参数见表1。表11502回风巷掘进期间揭露部分断层参数断唇倾角/倾向/预计揭露编号断层性质落差m对掘进影响位置/m距开口较大影响、围F11正断层55672156.31218岩破碎距开口较大影响、围F12正断层60701579.21257岩破碎距开口较大影响、围F15正断层52752113111286岩破碎2巷道围岩变形特征分析2.1巷道原支护参数1502回风巷采用锚网索支护工艺，支护断面如图1所示。顶板用 2 0 mm2000mm螺纹钢锚杆，间排距为10 0 0 mm、15 0 0 m m，每排4 根；锚杆支护配合使用规格12 0 mm120mm10mm钢托盘；护表用网孔5 0 mm50mm，长宽分别为10 0 0 mm、3 5 0 0mm。4每排2 根规格18.9mm7300mm，间排距为1500mm、3 0 0 0 m m，端头外漏长度2 5 0 mm。顶板锚杆采用T140/28-3600钢带连接，提高顶板表面支护强度。巷帮3 根18mm1800mm螺纹钢锚杆，上部、下部锚杆与顶、底板间距均控制在6 0 0 mm；用长2550mm、宽2 0 0 0 mm塑料筛网护表。在15 0 2 回风巷掘进至12 0 5 13 0 3 m范围内时，由于巷道围岩破碎，因此辅助采用11号工字钢组成架棚进行护表，支护棚距控制在1m。2.2巷道围岩变形分析在15 0 2 回风巷掘进至围岩破碎带范围内，布置测点对围岩变形进行为期2 0 d监测，具体结果见图2。从图2 监测结果看出，在监测期间顶板累计变形量可接近18.11cm，最大下沉速度为0.0 5 cm/d；两帮最18.9730020 2.000T140/28-3 600左旋螺纹钢锚杆钢带18 1 800009右旋等强螺纹钢锚杆600000110001.0001 0001000图1巷道原支护断面（单位：mm）收稿日期：2 0 2 2-0 4-19作者简介：刘瑞生（19 8 6 一），男，山西柳林人，毕业于重庆大学采矿工程专业，本科，现为工程师。166第3 8 卷机械管理开发大变形量为5 7.5 8 cm，最大变形速度达到17.3 cm/d。从15 0 2 回风巷围岩变形监测数据发现，15 0 2 回风巷在围岩破碎带期间掘进时围岩变形量整体较大且长时间无法收敛，原有的巷道围岩支护方案难以满足使用需要。200180160140120100806040200113579111315 171921监测日期/d2-1顶板下沉量6050403020100工13579111315 171921监测日期/d2-2两帮收敛量图2巷道破碎围岩段变形监测曲线1502回风巷在围岩破碎、构造应力等多重因素综合作用下导致围岩变形量整体较大，部分位置出现支护用钢带变形严重甚至部分区段有支护体系失效征兆，具体现场围岩变形情况见图3。矿井管理人员及技术人员通过综合分析，并结合邻近矿井此类巷道围岩控制经验，提出增强围岩支护体系强度+围岩注浆+工字钢架棚方式进行围岩支护，通过强化围岩支护强度达到控制围岩变形的目的。3围岩支护参数优化及优化后效果分析3.1支护参数1502回风巷围岩变形较大的主要原因为原有支护参数无法与破碎围岩条件相适应，因此，提出增加锚杆及锚索长度、支护密度，注浆方式提升破碎围岩承载能力及抗变形能力，结合原有的工字钢架棚提高巷道表面支护强度 9 。具体优化后的锚网索布置断面见图4。顶板每排布置5 根规格20mm2500mm螺3-1金属网变形3-2钢带变形图31502回风巷现场围岩变形情况18.98.300202.5002右旋等强螺纹钢锚杆202 200900T右旋等强螺纹钢锚杆3200600图4优化后巷道支护断面（单位：mm）纹钢锚杆，近巷帮的锚杆外插10，锚固15 0 0 mm，间排距9 0 0 mm、10 0 0 m m，施加4 5 kN预紧力；巷帮按12 0 0 mm、10 0 0 m m 间排距布置3 根与顶板一致的锚杆，锚固6 0 0 mm，施加3 0 kN预紧力。顶板2 根规格18.9mm8300mm锚索，锚索均有10 外插角，按照3 2 0 0 mm、2 0 0 0 m m 间排距布置，锚固长度控制在15 0 0 mm，支护后施加10 0 kN预紧力。巷道围岩仍采用工字钢按照1m棚距组成架棚强化围岩支护。为提高破碎围岩稳定性并降低围岩控制工程量，在巷道顶板上布置注浆钻孔对顶板进行加固，在巷道顶板中线位置位于2 排锚杆间布置1个注浆钻孔，钻孔孔深均为3 5 0 0 mm，注浆用水灰质量比1：1.6 的水泥浆，并添加速凝剂改善注浆浆液性能，注浆压力控制在3 5 MPa。3.2支护优化后围岩控制效果将支护优化后的围岩支护方案进行工程应用，并对巷道顶板及巷帮变形进行监测，具体结果见图5。从图5 中看出，支护完成后15 d变形基本稳定，顶板、巷帮最大位移量分别为3 0 mm、7 5 m m，围岩变形较小。在15 0 2 回风巷围岩破碎带采用文中所述优化支护方案后，巷道在后续使用过程中基本不需要修整，巷道断面始终满足行人以及通风等需要，实现了破碎围岩巷道有效控制。4结语1502回风巷沿着5 号煤层底板掘进，煤层及顶80由一巷帮位移量一电一顶板位移量7060区uu/5040电位30更20100工051015202530时间/d图5支护参数优化后巷道围岩变形曲线ina编辑：柴晓峰）167:刘瑞生：破碎围岩巷道变形特征及支护优化2023年第7 期底板本身松软且承载能力较差，在正常地质段采用锚网索+工字钢架棚方式可实现围岩控制，但是巷道掘进至12 0 5 13 0 3 m范围时，由于区间发育有多个断层，围岩破碎，巷道围岩变形较大。对15 0 2 回风巷在破碎围岩段围岩变形特征进行分析，提出以提升支护体系支护强度以及围岩自身承载能力为核心的围岩支护优化方案，具体提高锚杆及锚索长度以及布置密度、顶板注浆加固。对支护优化方案进行设计并进行工程应用，结果表明优化后的支护方案可实现破碎围岩有效控制，顶板及巷帮最大变形量均在3 0 7 5 mm以内，可满足巷道使用需要。参考文献1王平“三软”煤层巷道围岩变形特征及支护参数优化 J.煤炭与化工,2 0 2 1,4 4(7):6-9.2韩世栋.破碎围岩巷道变形因素分析及支护优化设计 J.江西煤炭科技,2 0 2 1(2）：119-12 3.3魏小军.围岩破碎巷道变形特征及支护参数设计 J.自动化应用,2 0 2 0(9)：12 1-12 2;12 5.4韩朝宇，周志刚.柴沟煤矿巷道围岩变形特征与支护优化研究J.煤炭技术,2 0 2 0,3 9(4):1-5.5庞斌.破碎围岩巷道变形特征及支护优化 J.自动化应用，2 0 2 0(2):86-87.6杨皓博.破碎围岩巷道变形特征及支护参数优化 J.煤矿安全，2019,50(9):160-163.7张延伟，张道福.破碎煤岩巷道围岩变形机理及支护优化 J.现代矿业,2 0 17,3 3(3)：2 0 4-2 0 5;2 2 0.8王友新，周宗红，付斌.断层带巷道围岩变形特征及支护优化 J.河南科学,2 0 16,3 4(9)：15 2 5-15 3 0.9 李安先.破碎围岩巷道变形破坏特征及锚喷支护 J.煤炭技术，2001(2):40-41.Deformation Characteristics and Support Optimization of Fractured Surrounding RockRoadwayLiu RuishengShuangliu Coal Mine,Shanxi Province Fenxi Mining(Group)Co.,Ltd.,Liulin Shanxi 033300,ChAbstract:In order to meet the needs of efficient coal recovery,the roadway cross section is generally larger at this stage,but when diggingencounters fracture,it will bring greater constraints to the control of the roadway surrounding rock.1502 backwind road is affected byseveral faults when digging to the range of 1,205-1,303m,the surrounding rock is fractured and less stable,and the roadway is difficult toachieve effective control of the surrounding rock deformation under the original anchor mesh rope+shelf support method,the maximumdeformation of the roof plate and the roadway gang are 181.1 mm and 575.5 mm respectively.The maximum deformation of the roof slaband roadway gang was 181.1 mm and 575.8 mm respectively,and there was even a risk of failure of the support system at some locations.Through the analysis of the deformation characteristics of the surrounding rock in the fractured rock tunnel,a support optimizationtechnology solution was proposed to improve the strength of the surrounding rock support system and its own load-bearing capacity as thecore.Key words:fractured surrounding rock;roadway excavation;surrounding rock support;grouting reinforcement;surrounding rockdeformation（上接第16 4 页）4雷鹏.采煤机牵引机构的优化设计.机械管理开发，2 0 19，3 4(2):26-28.5路晓炜.重载采煤机行走机构关键技术研究 D.西安：西安科技大学,2 0 17.6田操.采煤机液压浮动调姿牵引机构的设计与仿真研究 D.哈尔滨：黑龙江科技大学，2 0 15.（编辑：王慧芳）Research on Contact Stress Analysis of Coal Mining Machine Traction Mechanism and ItsStructural OptimizationYang Xiaolin(Shanxi Coking Coal Huozhou Coal Power Linfen Hongda Longbo Coal Industry,Linfen Shanxi 042100,China)Abstract:Coal mining machine is an important mechanical equipment that affects the efficiency of coal mining,and the role of tractionmechanism is to realize the movement of coal mining machine.The finite element model of coal mining machine traction mechanism isconstructed based on UG and Ansys software,and the contact between the walking wheel and the pin row should be analyzed,and it isfound that the contact stress of the walking wheel tooth surface is relatively large,and the maximum value reaches 789 MPa,which is theroot cause of the tooth surface wear and pitting problem.Combining with the actual situation,the structure of the traction mechanism wasoptimized and improved,resulting in the reduction of tooth contact stress to 690.4 MPa,a reduction of about 12.5%.The optimized tractionmechanism was applied to the engineering practice of coal mining machine,and good results were achieved by field application,which laida good foundation for the improvement of coal mining machine efficiency.Key words:coal mining machine;traction mechanism;walking wheel;contact stress;dynamical model