动压区高应力大断面煤巷支护技术研究

动压区高应力大断面煤巷支护技术研究

1巷道围岩分布朝川矿区第二矿区五四采区轨道采矿设计为900m，五四采区运输设计为160m，距海沟30m，平行布置，采用半球形拱护罩。根据原设计和现场实际开挖地质条件，两侧山体部分采用五八煤层顶板，下部部分沿煤层顶板建设。戊8煤层厚2.0～3.0m,结构简单,巷道直接顶大部分为泥岩,深灰色,局部为中粒砂岩、炭质泥岩、砂质泥岩,顶板岩性变化较大,平均厚度4.5m,层理发育。基本顶以砂质泥岩、中粒砂岩为主。2原支出评估(1)顶帮铺设、加固钢筋锚网+局部锚索+喷混凝土支护(拱形断面)。原支护采用半圆拱锚网喷支护,锚杆选用Ø20mm×2000mm左旋无纵筋高强树脂锚杆,顶及两帮间排距700mm×700mm,采用2支Z2335型锚固剂。顶帮铺设规格900mm×2400mm(网孔50mm×50mm)的Ø4.2mm冷拔钢筋编织网。喷射混凝土厚度120mm、混凝土强度C17。(2)巷道围岩位移分布自从沿戊8煤层施工后,两下山西翼受小煤矿采动影响,原支护逐渐暴露出一些缺陷,主要表现在:①巷道两帮向巷道中央内移加剧,两帮位移量为1000～1500mm,局部炸皮、开裂、鼓起。②巷道顶板下沉加剧,底鼓量大,巷道掘进1～2个月巷道顶板下沉量和底鼓量为800～1000mm,局部出现破碎状态。(3)煤体锚固效果差①煤层开采后,将造成煤壁内应力的重新分布,加之受采动影响,围岩的松动圏逐渐增大,两帮煤体的塑性区随之增大,弹性区将随之向深部转移,使得锚杆在有限长度内不能锚固在相对稳定的煤体中,进而削弱了锚固效果。②巷道顶板下沉加剧,出现局部炸皮、开裂、鼓起,此现象表明锚杆支护形成的初始稳定结构已不能很好地适应增大的围岩应力。3几何护件加固方案方案2根据动压区内破碎区、塑性软化区及弹性区的力学参数,锚杆支护对巷道围岩变形的控制以及U型钢支护特点,采用工程类比法,确定了2种支护方案(图1)。方案1:斜腿36U型钢+钢笆网+阻燃编织袋支护(拱形断面)。斜腿半圆拱U型钢支护采用36U型钢,棚距500mm。钢笆网采用Ø6mm钢筋焊接,规格为2400mm×700mm,孔距60mm×60mm。方案2:锚网+斜腿36U型钢联合支护(拱形断面)。锚杆选用Ø20mm×2000mm左旋无纵筋高强树脂锚杆,顶及两帮间排距700mm×700mm,采用2支Z2335型锚固剂,顶帮铺设900mm×2400mm(网孔50mm×50mm)的Ø4.2mm冷拔钢筋编织网,采用半圆拱36U型钢支护,棚距500mm。3.1巷道围岩变形观测从开始施工位置每隔20m设置1个巷道收敛变形观测站(采用十字测点法),分别观测巷道顶、底板以及两帮的收敛变形(图2)。3种支护方案围岩控制效果为:原支护、方案1、方案2顶板下沉量分别为850,520,60mm;底鼓量分别为700,480,50mm;两帮最大移近量分别为1550,800,90mm。监测表明,方案2顶底板围岩在50d内顶底总相对移近量达到100mm,两帮总相对移近量达到80mm,巷道变形量明显减少,巷道变形基本稳定;巷道施工75d后顶底总相对移近量达到110mm,两帮总相对移近量达到90mm,围岩变形趋于基本稳定,巷道稳定性良好。3.2锚网+斜视频联合支护方案方案1:在原锚网喷支护失败的前提下,考虑到动压大、巷道变形量大,采用了第1种方案,巷道两帮围岩强度得到强化,两帮水平移动有所减弱,顶板下沉量和底鼓量有所减小,巷道变形量得到一定控制,与原支护相比变形量减小约60%,但仍不能有效控制巷道整体变形,局部仍出现U型钢卡箍压断、卡箍螺丝脱落、U型钢腿挤出,U型钢局部变形。方案2:为进一步控制巷道变形、提高巷道支护强度,采取锚网+斜腿36U型钢联合支护。首先采用高强锚杆配合金属网进行支护,提高巷道围岩整体性,沿巷道周围预留200～300mm空隙架设U型钢支护,通过巷道让压下沉,使巷道达到新的平衡。巷道两帮围岩强度得到强化,两帮水平移动明显减弱,顶板下沉量和底鼓量明显减小,巷道变形量得到基本控制,巷道两帮和顶底位移为100～150mm。方案2与方案1相比,变形量减小90%,而且围岩变形速度衰减较快,40d后巷道变形基本稳定。这些充分证明该支护形式能够有效控制巷道剧烈变形和破坏,因此确定采用锚网+斜腿36U型钢联合支护。4支护参数的选择合理(1)通过试验,确定了锚网+36U斜腿型钢联合支护方案,且取得了良好的支护效果,说明