利用矿压观测优化巷道支护的技术研究

1、利用矿压观测优化巷道支护的技术研究宁鲁煤电有限责任公司任家庄煤矿马国军摘要：利用矿压观测手段，观察我矿3煤巷道顶板、帮部煤层原岩应力，受支承压力以及回采支承压力下围岩应力及位移变化情况，并对我矿现有巷道支护方式进行论证，从而优化巷道支护设计，实现安全、经济支护方式。关键词 矿压观测 优化 巷道设计 技术研究 矿压观测是煤矿开采过程中获取矿山压力主要技术手段，为巷道及回采工作面支护提供科学的事实依据，通过观测，了解任家庄矿11305工作面以及顺槽在掘进和回采过程中的矿压显现特征，进而对整个矿区的矿压显现规律进行分析总结，进一步指导工作面的设备选型和巷道支护体详细参数的选取。通过编写观测计划和进度

2、，明确现场观测目的、内容、测站布置、观测方法、观测仪器的使用和注意事项等，对锚网梁索联合支护回采巷道的表面收敛情况、顶板离层情况、围岩静动态松动范围、锚杆受力、锚索受力和工作面朝前压力影响范围进行现场观测，旨在了解和掌握回采巷道的矿压显现规律和围岩变形破坏程度以及锚杆的支护效果，以便于指导日常的安全生产，为煤巷锚杆支护方式和参数的修改、完善和优化提供可靠依据。1、任家庄矿井田地质概况1.1井田概况任家庄煤矿是横城矿区计划开工建设的第一对大型矿井，矿井设计生产能力为2.40Mt/a，煤矿位于宁夏灵武市东北约20 km的毛乌素沙漠的边缘，西隔黄河30 km与银川市相望。井田内山西组和太原群含煤多达

3、23层，编号者12层。其中属于山西组的是一、二、三、四、五、六煤层；属于太原群的是七、八、九、十、十一、十二煤层。本次进行矿压观测的为11采区的11305工作面，开采的煤层为3#煤层。精查水文地质勘探，主要是为了查明区内第三、四系覆盖层、煤系地层及上覆岩层的含水性。通过已完成的水文地质工作，查明了该区水文地质条件及第三、四系地层，二迭系下统下石盒子组，二迭系下统山西组和石炭系上统太原群含煤地层岩层含水性。1.2、观测工作面状况任家庄煤矿11305工作面位于11采区，主采3煤层。工作面位置对应地面标高为+1318.4+1322.8m，工作面标高+864+940m，工作面埋藏深度380450m，平

4、均约为415m。工作面走向长1617m，方位角为207.5°，煤层平均厚度为2.56m，煤层产状为109°152°1922°。该工作面北为井筒保护煤柱，南为采区煤柱，西为风巷保护煤柱和准备回采的11303工作面，11303工作面已经回采完毕。该工作面老顶为泥岩，深灰色、灰色，上中部含粘土，有不明显水平层理，底部有鲕状图1.1 煤岩层综合柱状图菱铁矿。煤层为黑色，光泽暗淡，弱沥青光泽，性脆，煤层分布稳定，结构单一。巷道掘进过程中发现顶板岩层岩性略有变化。煤岩层综合柱状图如图1.1所示。2、 围岩物理力学性质的试验分析由于巷道围岩的稳定性除支护作用外，还取决

5、于围岩的强度和应力状况，所以，必须对煤体和巷道围岩的力学性质有全面的了解。同时，在进行数值模拟时也需要巷道围岩的力学参数。故从11305工作面顺槽的围岩中取出了煤岩体样本进行单轴及三轴压缩实验。通过实验得出：11305工作面顺槽顶板、底板岩石和煤体的密度平均值分别为2.672、2.479和1.376 g/cm3。围岩以及煤体的力学参数汇总如表2.1。表2. 1 岩样及煤体的单轴实验结果汇总岩样分组岩性单轴压缩试验单轴抗压强度sc / MPa弹性模量E / GPa泊松比1组顶板40.5420.370.2212组底板39.7216.450.1643组煤12.733.480.193通过三轴抗压试验，

6、又得到岩石及煤体黏聚力、摩擦角等力学特性指标。由于煤层松软，取样不成功，故只对11305工作面回风顺槽顶底板岩石做了三轴压缩试验。实验室单轴和三轴实验的试验结果汇总如下表2.2。表2.2 试样和煤样的密度和单、三轴压缩试验结果汇总岩样分组岩性密度试验单轴压缩试验三轴压缩试验天然密度o/(gcm-3)单轴抗压强度sc / MPa弹性模量E / GPa泊松比粘聚力C /MPa内摩擦角j/(°)1组顶板2.67240.5420.370.2218.6948.232组底板2.47939.7216.450.16412.5531.813组煤1.37612.733.480.1933、原支护设计验算及

7、多参量矿压监测的现场试验3.1原支护设计验算：3.1.1原支护参数介绍现有支护参数详见表3.1表3.1 详细支护参数表锚 杆名 称杆 体间排距及排列方式顶锚杆20×2000mm金属螺纹钢800×800mm，矩形排列帮锚杆16×1800mm圆钢800×800mm，矩形排列网片材 料挂网方式规 格6.5mm钢筋焊接上帮2.5×10m，下帮1.5×10m，网片短边搭接，网片上边缘与顶部金属网用14#铁丝相连网格100*100mm锚索直径长度间排距托盘17.8mm7000mm2400×2600mm钢托盘/槽钢钢带规格加强筋间距间距1

8、6圆钢600mm40mm3.1.2 11305运输顺槽断面支护验算3.1.2.1 顶板锚杆参数确定(1)锚杆长度按煤矿支护手册确定锚杆参数公式： L-锚杆长度（m）N-围岩稳定性影响系数，巷道围岩属III类（中等稳定）取N=1.4B-巷道宽度，B=4.6(m)L=1.4（1.1+4.6/10）=2.2(m)考虑到外露长度，锚杆全长应取2.4 m此设计采用的顶锚杆长度为2.0m，长度偏小。（2）锚杆间距按煤矿支护手册确定锚杆间距公式: a-锚杆间距，mmQ-锚杆锚固力 -岩体容重，KN/m3 k-安全系数，一般取1.5-1.8 6l2-巷道顶板岩体破碎带高度算得：a=1.2m，原支护设计锚杆间距

9、为0.8m，偏安全（3）锚杆直径按煤矿支护手册确定锚杆直径公式：Q-锚杆锚固力，取120KN-杆体抗拉强度, 顶锚杆为螺纹钢锚杆为400MPa得：d=19.5mm。设计直径为20m符合规范要求。（4）锚固长度由公式L=12dL-锚固长度（mm）d-锚固直径（mm）L=12×20=240mm3.1.2.2 锚索支护参数设计（1）锚索锚固长度计算。按GBJ86-85要求，锚索锚固长度La应符合： 式中 k安全系数，一般取k=2；d1锚索钢绞线直径，为17.8mm；fs钢绞线抗拉强度，为1897MPa；fc锚索与锚固剂的设计黏结强度，用树脂作锚固剂，其黏结强度为10 MPa。则La2

10、15;17.8×1897/(4×10)1707.3mm；再根据工程类比法，La应取2.2m。（2）锚索长度计算L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，根据上面的计算取2.0m；Lb需要悬吊的不稳定的岩层厚度，计算得出非弹性变形区半径为4.2m，取Lb=4.2m；Lc安装托盘及锚具的厚度，取0.1m；Ld需要外露的涨拉长度，取0.2m。则L=2+4.2+0.1+0.2=6.5m，实际选用L=7.0m符合规范要求。（3）锚索排距计算根据设计要求，锚索的排距e和锚索的长度L比值不小于2，锚索的排距不大于3m，现有的巷道顶板锚杆排距为0

11、.8m，设计锚索排距e为2.4m符合要求。3.1.3 11305回风顺槽断面支护体系验算：3.1.3.1 顶板锚杆参数确定(1)锚杆长度按煤矿支护手册确定锚杆参数公式： L-锚杆长度（m）N-围岩稳定性影响系数，巷道围岩属III类（中等稳定）取N=1.4B-巷道宽度，B=3.7(m)L=1.4（1.1+3.7/10）=2.0(m)考虑到外露长度，锚杆全长应取2.2 m此设计采用的顶锚杆长度为2.0m，长度偏小。（2）锚杆间距按煤矿支护手册确定锚杆间距公式: a-锚杆间距，mmQ-锚杆锚固力，为120KN -岩体容重，KN/m3 k-安全系数，一般取1.5-1.8 6l2-巷道顶板岩体破碎带高度

12、算得：a=1.2m实际锚杆间距为0.8m，符合要求（3）锚杆直径按煤矿支护手册确定锚杆直径公式：Q-锚杆锚固力，取120KN-杆体抗拉强度, 顶锚杆为螺纹钢锚杆为400MPa得：d=19.5mm。设计直径为20m符合规范要求。（4）锚固长度由公式L=12dL-锚固长度（mm）d-锚固直径（mm）L=12×20=240mm3.1.3.2 锚索支护参数设计（1）锚索锚固长度计算。按GBJ86-85要求，锚索锚固长度La应符合： 式中 k安全系数，一般取k=2；d1锚索钢绞线直径，为17.8mm；fs钢绞线抗拉强度，为1897MPa；fc锚索与锚固剂的设计黏结强度，用树脂作锚固剂，其黏结强

13、度为10 MPa。则La2×17.8×1897/(4×10)1707.3mm；再根据工程类比法，La应取2.2m。（2）锚索长度计算L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，m；La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，根据上面的计算取2.0m；Lb需要悬吊的不稳定的岩层厚度，计算得出非弹性变形区半径为4.2m，取Lb=4.2m；Lc安装托盘及锚具的厚度，取0.1m；Ld需要外露的涨拉长度，取0.2m。则L=2+4.2+0.1+0.2=6.5m，实际选用L=7.0m符合规范要求。（3）锚索排距计算根据设计要求，锚索的排距e和锚索的长度L比值不小于2，锚索的排距不大于

14、3m，现有的巷道顶板锚杆排距为0.8m，为此设计锚索排距e为2.4m。 综上，根据规范规定，原支护设计锚杆长度不够，没达到规范要求，锚杆间距偏安全。3.2 矿压显现特征11305工作面的矿压显现特征为：（1）顶板比较完整，支护难度不大，而由于煤体较软，当回采工作面推进时，煤体的片帮现象很严重；（2）工作面顺槽的帮部锚杆设计存在问题，强度不够，造成工作面接近时锚杆的端部损坏严重，螺母迸出。4. 多参量监测通常使用的监测技术和手段包括巷道表面位移监测和锚杆受力监测。进行常规监测的测站布置在回风顺槽和运输顺槽内，1#、2#、3#和4#位于回风顺槽，其中1#测站距离初始切眼260m；5#、6#、7#和

15、8#测点位于运输顺槽，其中5#测站距离切眼340m，各测站间的距离均为30m，具体的位置见图4.1。图4.1 常规监测测点位置图4.1 巷道表面位移监测与分析 图4.2 巷道表面收敛测点布置断面图 由工作面顺槽中2#、3#、4#和6#测站处顶底板移近和两帮移近的数据可以分析得知：当测站距离工作面大于100m时，顶底板移近速度和两帮移近速度保持在2cm/天，随着工作面的推进，当距离大于30m，小于100m的时候，移近速度都大于2cm/天，保持在5cm/天。4. 2 锚杆受力监测测量断面如图4.3所示，图4.3 回风顺槽内锚杆测力计布置图（运输顺槽锚杆测力计布置在上帮中部位置） 通过观测看出，随着

16、工作面的推进，由于各测点距离工作面还在100m以外，故锚杆受力没有太大变化，稳定在4951MPa；当回风顺槽内的测站离工作面距离小于100m时，各测站的顶板和帮部锚杆的受力均有增大，当测站距离工作面20m左右时，锚杆受力达到最大，顶部和帮部分别为54.818MPa和52MPa左右，当距离进一步减小为10m以内时，受力又有减小，最小为37MPa左右，可以判断此时的应力已经得到了释放。4.3 巷道松动圈测量 在选取的测点处打一对直径42mm的钻孔，长3米,方向略向下方约5°。将仪器发射装置与接受装置分别放入钻孔底部，将钻孔注满水并进行测量。4.3.1 测点布置在11305工作面的回风顺槽

17、内设置了两个测站进行松动圈测站，两个测站的位置分别为：303测点在距4#测站20m位置处的上帮，305测点在距4#测站10m位置处的下帮，具体位置可见图4. 4。图4.4 松动圈测量的测点位置图4.3.2 回采工作面钻孔窥视仪窥视结果与分析在回风顺槽内，距离锚杆测力计4#测站10m处的下帮位置305测点和与之距离10m的上帮位置303测站均进行了钻孔窥视，具体的测量结果见图4.54.7。结果表明，两个测点处的顶板破坏深度均为1.01.1m左右，差别不大，而煤帮的破坏深度在305测点为1.2m左右，在303测点，由于紧邻的11303工作面回采推过的影响，所以值为1.6m，要大于尚未经过11305

18、工作面影响的305测点。图4.5 305测点顶板钻孔内部情况图（1.0m）图4.6 305测点帮部钻孔内部情况图（1.2m）图4.7 303测点帮部钻孔内部情况图（1.6m）6.1 主要结论通过对任家庄矿11305工作面顺槽在工作面回采过程中的矿压显现规律的多参量监测，现场采集的煤岩样的单三轴实验，最后结合数值模拟，得出了任家庄矿11305工作面顺槽在工作面回采过程中的矿压显现规律，结论如下：（1）通过对顺槽的两帮收敛量和顶底板移近量的监测分析结果，得知当回采工作面距离前方测点大于100m时，顶底板移近及两帮收敛值基本上没有变化；工作面推进到距离测点30m100m位置处时，顶底板及两帮收敛量有

19、明显变化，最大可达到5cm/天。（2）锚杆受力的检测结果表明：各测点距离工作面还在100m以外时，故锚杆受力没有太大变化，稳定在4951MPa；当测站离工作面距离小于40m时，各测站的顶板和帮部锚杆的受力均有增大，当测站距离工作面20m左右时，锚杆受力达到最大，顶部和帮部分别为54.818MPa和52MPa左右，当距离进一步减小为10m以内时，受力又减小，最小为37MPa左右，此时应力已经得到了释放，工作面煤体内断层附近的测点受力明显要大于离断层较远的测点锚杆受力值；（3）顺槽松动圈测量结果表明：由于11303工作面回采的影响，距工作面70米位置处的303测点的帮部松动圈范围约为1.51.6米左右；而11305工作面尚未影响到305测点，故帮部松动圈范围约为1.11.2米左右，两测点处的顶板破坏深度均