破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

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1、破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究 牟超 晋能集团安监局 摘 要: 为确定工作面合理的支护体系, 在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上, 确定巷道锚杆支护的间排距为 1.2m, 通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为 38mm, 顶底板最大移近量为 19mm, 巷道锚杆预紧力都在 40kN 左右, 受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大, 表明:支护体系有效控制了围岩的稳定, 起到了预期的支护效果。关键词: 破碎顶板; 锚杆支护; 围岩力学参数; 数值模拟; 作者简介:牟超 (1986-) , 男, 山西大同市人, 研究生在读, 电助理工程师, 目前就职于晋能集团安监局。收稿日期:2017

2、-8-3Research on Control Technology of Surrounding Rock of Recovery Roadway with Broken RoofMou Chao Administration of Work Safety of Jinneng Group; Abstract: In order to determine the reasonable support system of work face, on the basis of mechanical parameters test of the surrounding rock and the n

3、umerical simulation, make the distance of anchor bolts is 1.2m in roadway, according to the pressure observation:the biggest displacement is 38 mm of the two sides of roadway during the recovery period and the biggest displacement is 19 mm between roof and bottom, influenced by the pressure of tunne

4、lling the stress on the anchor blot is increase, which shows that, the support system effectively control the stabilization of surrounding rock and reach the desired support effect.Keyword: broken roof; blot support; mechanical parameters test of the surrounding rock; numerical simulation; Received:

5、 2017-8-31 引言巷道围岩支护是井工开采技术的关键, 具体支护过程中, 诸如褶曲、断层、埋深、岩层力学性质与地下水等工程地质条件大大削弱了巷道支护稳定性1-3。其中, 以松软破碎岩层为顶板的煤层巷道管理和维护一直是当前我国煤矿巷道支护的一个重点与难点4。随着矿井进入深部开采, 凤凰山矿 15 号煤南翼盘区 121101 工作面掘进过后受到构造应力大、顶板破碎、巷道围岩应力不对称等因素的影响, 巷道内多处出现片帮离层现象, 多处最大变形量在 500 mm 以上, 巷道底臌量更是超过了 400 mm, 严重影响了凤凰山矿采掘接替。基于此, 通过对现场地应力测试, 对巷道围岩破坏机制研究,

6、确定巷道支护系统十分必要。2 工程地质凤凰山矿设计为年产量 150 万 t, 井田内 3 号煤层与 9 号煤层接近枯竭, 目前主要开采深部 15 号煤层, 15 号煤南翼盘区煤层厚度平均为 5.8m, 埋深为600m。南翼盘区 121101 工作面掘进至 700m 时进入顶板异常破碎区域, 上覆岩层间方解石岩脉极其发育, 密度大、纵深方向延伸范围广。并且含有大量的含铁元素的薄片夹层, 这些岩脉和夹层将岩层严重分割, 且松软破碎顶板在构造运动下裂隙发育, 加上自身承载能力弱, 以及遇水崩解强度降低, 导致巷道开挖后围岩松动范围大, 顶板下沉现象严重, 顶板与两帮变形不协调, 以及大面积冒顶失稳等

7、严重后果。3 巷道支护数值模拟分析及支护设计3.1 模拟方案表 1 首采面回采平巷数值模拟方案汇总表 下载原表 凤凰山煤矿 15 号煤南翼 121101 工作面回采巷道支护设计, 在借鉴该矿其他盘区巷道支护的基础上, 主要研究锚杆排距对巷道支护效果的影响, 在数值计算中, 根据具体的地质和技术条件, 回采巷道建立 5 个模拟方案, 模拟了顶板锚杆排距对巷道支护效果的影响, 以及不同支护方式巷道围岩应力、位移和塑性破坏区的变化情况, 数值模拟方案选择见表 1。3.2 计算结果及分析121101 工作面回采巷道模拟方案各 5 个, 本文仅对比分析锚杆排距对巷道围岩变形量的影响。工作面围岩变形量随锚

8、杆排距的变化曲线如图 1 所示, 根据图1, 工作面回采巷道掘进施工之后, 当排距为 1m 时, 顶板最大下沉量为 36.2mm, 最大底臌为 43.1mm, 两帮最大变形量为 30.4mm;当排距为 1.2m 时, 顶板最大下沉量为 39.2mm, 最大底臌为 46.1mm, 两帮最大变形量为 31.4mm;当排距为 1.5m时, 顶板最大下沉量为 43.2mm, 最大底臌为 50.8mm, 两帮最大变形量为33.0mm;当排距为 1.8m 时, 顶板最大下沉量为 51.3mm, 最大底臌为 58.3mm, 两帮最大变形量为 41.7mm;当排距为 2m 时, 顶板最大下沉量为 67.5mm

9、, 最大底臌为 72.8mm, 两帮最大变形量为 56.4mm。巷道变形随着锚杆间排距的增大而增大, 当其间排距较小时, 变速速度缓慢, 对比锚杆间排距为 1m 与 1.2m 时的巷道变形量差别相对较小, 因此, 在保证控制巷道围岩变形速度的同时, 节省材料及人工成本, 121101 工作面巷道锚杆间排距确定为 1.2m。图 1 121101 工作面巷道变形变化曲线 下载原图3.3 巷道支护参数确定表 2 回采巷道及切眼锚杆 (索) 支护设计 下载原表 考虑到掘进过程中设备尺寸, 通风要求和巷道围岩变形预留量, 121101 工作面上下巷道设计为宽为 4.5m, 高 2.6m 的矩形断面, 净

10、断面为 10.6m。开切眼巷宽8m, 高 2.6m, 净断面为 17.5m。回采平巷锚杆排距为 1200mm, 顶板每 3 排锚杆打 1 根锚索;开切眼锚杆排距为 1200m, 顶板每 2 排锚杆打 1 根锚索。此外, 锚杆预紧力不小于 40k N, 锚索预紧力不小于 60k N。锚杆形式和规格:采用高强度螺纹钢锚杆, 规格为 20mm2000mm;锚固方式:采用 1 根 Z2360 的锚固剂进行锚固;钢筋托梁规格:SB-16-3100-3, 采用 16 号圆钢焊接而成, 宽度为 80mm, 长度为 3100mm;锚索布置:在巷道中部施工 1 根直径为 17.8mm、长度为 5300mm的锚索

11、, 采用 2 支 Z2360 的锚固剂进行锚固, 具体见表 2。4 巷道支护效果评价锚杆 (索) 支护实施于井下后, 要进行矿压监测, 以验证初始设计的合理性和可靠性, 并为修正初始设计提供依据8。本次根据凤凰山矿现场实际条件, 进行巷道位移、锚杆 (索) 锚固力、顶板离层等矿压监测, 用于验证巷道支护效果。4.1 巷道位移监测图 2 掘进期间表面位移曲线 下载原图以回风巷道测站一观测结果为例:掘进期间巷道位移如图 2 所示, 121101 工作面测站一巷道表面位移中巷道两帮最大移近量为 25mm, 其中左帮最大移近量为14mm, 顶板最大下沉量为 6mm。表面位移变化距掘进工作面约 100m

12、 左右时基本稳定, 巷道变形主要发生在距离掘进工作面 70m 范围内。回采期间巷道位移如图 3 所示, 回采期间巷道表面位移两帮最大移近量为 38mm, 顶底板最大移近量为 19mm。巷道变形量比较小, 整体变形不大, 达到了预期效果, 完全能满足满足工作面回采的需要。4.2 锚杆 (索) 锚固力受力以回风巷道 1 号锚杆受力变化 (如图 4 所示) 为例进行分析:锚杆预紧力都在40k N 左右, 受巷道掘进动压影响后锚杆受力基本是逐渐增大的, 其中顶锚杆和巷帮上部锚杆受力变化幅度较大;巷道顶锚杆受力整体比较大, 基本超过了70k N, 最大受力达到 80k N, 说明锚杆有效地控制了巷道顶板

13、的下沉;锚杆受力变化相对较大, 之后均趋于稳定, 说明锚杆有效抑制了巷道围岩的变形, 起到了预期的支护效果。图 3 回采期间巷道位移曲线 下载原图图 4 回风平巷 1 号锚杆测力计受力变化图 下载原图4.3 顶板离层监测在 121101 工作面轨道平巷和回风平巷共安装顶板离层仪 40 个。根据离层仪监测结果可知, 绝大部分离层仪显示离层值为 0, 只有很少的显示值为 15mm。监测结果表明, 2 条回采平巷锚杆支护有效地控制了顶板的稳定, 顶板基本没有离层发生, 仅在局部构造区域显现顶板裂隙比较发育, 但通过缩小锚杆排距、锚索补强措施有效控制了围岩的稳定。5 结论(1) 121101 工作面最

14、大水平主应力 11.31 MPa, 垂直应力 8.41 MPa, 区域原岩应力场为地应力区, 工作面顶板大部分区域方解石岩脉非常发育区域, 强度集中在 27.5444.33 MPa, 顶板较软, 导致煤体完整性差, 强度偏低, 导致巷道严重变形的原因。(2) 巷道变形随着锚杆间排距的增大而增大, 锚杆间排距为 11.2m 时的巷道变形量差别相对较小, 综合考虑巷道围岩变形速度的控制, 节省材料及人工成本, 121101 工作面巷道锚杆间排距确定为 1.2m。(3) 回采期间巷道表面位移两帮最大移近量为 38mm, 顶底板最大移近量为 19mm, 巷道整体变形不大。巷道锚杆预紧力都在 40k N 左右, 受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大, 有效控制了围岩的稳定, 起到了预期的支护效果。参考文献1孟庆彬, 韩立军, 乔卫国.深部高应力软岩巷道变形破坏特性研究J.采矿与安全工程学报, 2012, 29 (4) :481-486. 2何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究J.岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2803-2813. 3康红普, 姜铁明, 高富强.预应力在锚杆支护中的作用J.煤炭学报, 2007, 32 (7) :680-685. 4赵长海.预应力锚固技术M.北京:中国水利水电出版社, 2002.

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