新景煤矿巷道过陷落柱构造围岩综合控制技术.pdf

60江西煤炭科技2023年第3 期新景煤矿巷道过陷落柱构造围岩综合控制技术卢琦（华阳集团新景公司，山西阳泉0 450 0 0）摘要：为确保新景煤矿150 2 6 进风巷安全高效通过陷落柱构造，根据类似工程经验及现场实际条件，确定巷道过陷落柱采用“超前预注浆+锚索网支护”的联合支护方案，并通过FLAC3D数值模拟软件验证了联合支护方案的控制效果。现场应用结果表明，巷道过陷落柱时的顶底板的最大变形量为16 4mm，两帮的最大变形量为7 8 mm，整体变形量较小，满足巷道安全快速掘进需求。关键词：巷道掘进；陷落柱；超前注浆；数值模拟中图分类号：TD623.4;TD353Comprehensive Surrounding Rock Control Technology in Crossing Subsided Column Structure(Xinjing Co.,Shanxi Huayang New Material Technology Group Co.,Ltd.,Yangquan,Shanxi 045000)Abstract:In order to ensure the safe and efficient subsided column crossing at 15026 intake airway of Xinjing Colliery,theauthor proposes the combined support scheme of advanced pre-grouting and bolt-mesh-cable support for crossing subsidedcolumn according to similar engineering experience and actual conditions on site,whose control effect is verified by FLAC3Dnumerical simulation software and the field application results showing that the maximum deformation of the roof and floor is 164mm,and the two sides is 78mm in crossing the subsided column with small overall deformation,meeting the needs of safe andrapid roadway excavation.Key words:road excavation;subsided column;advanced grouting;numerical simulation1工程概况新景矿目前主采15煤层，煤层平均厚度6.42 m，煤层倾角113，整体赋存稳定,结构复杂，常发育有两层夹石，煤层以镜煤、亮煤为主，内生裂隙发育，含少量黄铁矿结核。煤层顶底板情况如表1所示。表1煤层顶底板结构顶板名称岩层厚度/m深灰色，夹2 3 层黑色泥岩，含基本顶石灰岩12.01腕足类动物化石，裂隙内充填方解石脉，俗称“四节石灰岩”。灰黑色，不稳定，局部存在，常相直接顶泥岩直接底砂质泥岩4.49片化石。灰白色，成分以石英为主，其次基本底细粒砂岩7.77是长石、云母。15026综放工作面井下位于芦北15煤采区西部，东为150 2 5工作面（已采），南为芦南风井及采区大巷，西隔2 3 0 m（150 2 6 工作面进风巷以西）为15030工作面（已采），北为芦北风井及采区大巷。文献标识码：Aat Roadway in Xinjing CollieryLu Qi目前正在掘进150 2 6 进风巷，巷道沿15煤底板留顶煤掘进，设计长度为2 156.6 5m，巷道净宽5.6 m，净高4.2 m。根据周边实测地质资料、槽波探测资料及三维地震资料综合分析，预计150 2 6 进风巷3 16 464m范围处于三维地震预测陷落柱（预计规模：185mX128m)位置。上述陷落柱对掘进有较大影响，需提出科学合理的围岩控制技术，保证巷道安岩性特征全高效通过陷落柱构造区域，2巷道过陷落柱策略根据类似工程经验，陷落柱附近巷道围岩稳0.33变为泥质灰岩。灰黑色，含黄铁矿结核和植物碎文章编号：10 0 6-2 57 2(2 0 2 3)0 3-0 0 6 0-0 3定性因素主要取决于陷落柱构造带附近的围岩应力及岩体性质。因此，可从提高构造处围岩强度，降低围岩应力两个方面入手解决巷道过陷落柱的问题。根据围岩注浆加固及新奥法支护理论，首先通过围岩注浆改善构造处围岩破碎状态，提高其完整性及自承载能力，再通过锚索网联合支护减小巷道的变形程度2-4。因此,决定在150 2 6 进风巷过陷落柱构造处采用“超前预注浆+锚索网支2023年第3 期护”的联合支护方案。2.1超前预注浆超前预注浆主要分为两步，第一步为超前浅孔注浆，可以提高浅部破碎围岩强度，使其完整性得到提升，并且可以防止深部注浆时浆液漏出；第二为柔性管进行深部注浆，充填深部围岩裂隙，使得浅部围岩与深部围岩形成完整的结构，改善了陷落柱构造内的围岩承载性能5-6 。(1)采用无机双液注浆加固材料进行注浆，根据现场围岩强度等确定出合理的浆液水灰比为0.8:1,柔性管材质为钢丝绳胶管。(2)超前浅孔注浆压力定为8 10 MPa,深孔柔性管注浆压力选择为13 18 MPa。(3)注浆钻孔的直径均为42 mm，共布置17 个钻孔，钻孔布置如图1所示。Y2#3#深部注浆终孔点位1#。5#8#6#巷道开挖轮廓#￥11503I45806580b1500H#9#10#9#10#注浆和14#1514#浅部注浆终扎点位L16560016#图1巷道注浆钻孔布置断面(4)根据陷落柱的预测规模及现场多次注浆试验，确定出浅孔注浆钻孔的深度为2 0 m，深孔注浆的钻孔深度为3 0 m，采取分段前进式技术进行循环注浆。2.2锚索网联合支护陷落柱构造内围岩应力复杂，巷道变形量较大，需要通过锚索网的主动支护作用，提高巷道围岩的稳定性。根据现场实际情况确定150 2 6 进风巷，采用锚索、锚杆和经纬网联合支护方式。具体方法是：顶板：采用W钢带+经纬网（单层）+全锚索联合支护。两帮：采用W钢护板+精梳经纬网（单层）+50 0螺纹钢锚杆联合支护。顶钢带上每排布置6 根21.8mm7200mm锚索，间距950 mm、排距8 0 0 mm。两帮采用W钢护板+经纬网+锚杆联合支护。每排两帮各布置4根50 0#-20mm2000mm帮锚杆，排距8 0 0 mm、间距90 0 mm，呈矩形布置。最上江西煤炭科技一排帮锚杆距顶板3 0 0 mm，最下一排帮锚杆距底板50 0 mm。3数值模拟分析3.1楼模型建立为分析超前预注浆对围岩的控制效果，采用FLAC3D数值模拟软件，依据150 2 6 进风巷及陷落柱构造的实际赋存条件建立模型，模型尺寸为长宽高=10 0 m100m50m。根据工作面埋深，在模型顶部施加9.2 MPa的垂直应力以模拟覆岩压力，通过位移边界条件对模型四周和底部进行约束,陷落柱内围岩采用应变软化模型,其余煤岩体的破坏准则统一采用Mohr-Coulomb本构模型，煤岩体的物理力学参数进行赋参如表2 所示，建立的模型如图2 所示。表2 煤岩体物理力学参数4#体积密度/剪切模内摩擦黏聚力/岩性模量/(kg/ma)量/CPa角/CPa石灰岩28008.9泥岩1.700煤层12201.412/1312#13#X1715#17#。61抗拉强度/MPaMPa6.22362.11.120.66砂质泥岩20002.71.32细粒砂岩2.700陷落柱16001.8注浆区24002.3陷落柱ZX一Y注浆区图2 三维数值模型3.2注浆支护分析根据建立的数值模型，分别模拟无注浆支护、注浆加固无支护及注浆加锚索网支护三种方案下巷道围岩变形及塑性区变化特征。不同支护方案下巷道顶板及两帮变形量曲线如图3 所示。由图3 可知，陷落柱区域巷道在无任何支护情况下的变形量较大，其顶板最大下沉量达到了7 50 mm，两帮最大移近量达到了7 7 0 mm；在对巷道进行了超前预注浆加固后，围岩变形得到了明显的控制,其顶板最大下沉量降低到450 mm，两帮最大移近量降低到3 50 mm；而在预注浆加锚索网支护下的巷道围岩变形量最小，其顶板最大下沉量为2 90 mm，两帮最大移近量为2 2 0 mm，控6.1271.5250.8312.07.75.820.923.64.510.780.430.92354.9171.2293.0巷道3.20.31.562制效果显著。0.8r0.60.40.200.80.6位0.2图3 不同支护方案下巷道顶板及两帮变形量曲线不同方案下陷落柱构造附近围岩的垂直应力分布特征如图4所示。图4中无支护情况下的垂直应力较低，说明巷道围岩已经破坏，进人塑性状态，承载能力较差；而对巷道进行超前预注浆+锚索网支护后，围岩体转为弹性阶段。说明注浆加固能够显著提高围岩的自承载能力。12.0r10.08.0F6.04.02.0F巷道距陷落柱中心距离/m图4不同方案下陷落柱构造附近围岩的垂直应力分布特征不同方案下巷道围岩塑性区分布特征如图5所示。由图5(a)可知，无支护下巷道围岩塑性区近似呈圆形分布,其破坏半径达到了7.6 m，容易引发冒顶等事故；由图5(b)可知，巷道进行超前预注浆加固后，顶板破坏深度降低至2.5m，两帮的破坏深度降低至2 m,底板的破坏深度降低至1m；由图5(c)可知,在“超前预注浆+锚索网 联合支护下，围岩塑性区分布范围大幅度减小，尤其巷道顶底板基本未出现破坏。(a)无支护江西煤炭科技无支护巷道顶板位移量注浆加固巷道顶板位移量一注浆加错索网顶板位移量20 40 60 801100巷道距陷落柱中心距离/m(a)顶板无支护巷道侧帮位移量+注浆加固巷道侧帮位移量一一注浆加锚索网侧帮位移量200406080100巷道距陷落柱中心距离/m(b)两帮一注浆+锚网带支护注浆无支护无注浆、无支护20406080100(b)超前注浆后2023年第3 期Step713232019/3/1616:10:59Center:(2.5,0,50)Perspective ProjectionZoneColorby:State-AverageNoneshear-n shear-pshear-n shear-p tension-pshear-pshear-p tension-p(c)注浆加锚杆(索)图5不同方案下巷道围岩塑性区分布特征4应用效果分析为分析评价“超前预注浆+锚索网支护”联合支护方案下，巷道过陷落柱的围岩控制效果，采用十字布点法对巷道围岩的变形进行监测，监测结果如图6 所示。200r160F12080400481216202428时间/图6 掘进期围岩移近量变化曲线由图6 可知，巷道过陷落柱初期，围岩变形量增长幅度较大，在18 d后逐渐趋于平稳,其中顶底板的最大变形量为16 4mm，两帮的最大变形量为78mm，巷道稳定性较好，满足巷道安全快速掘进需求。5结论1)根据类似工程经验及现场实际条件，确定巷道过陷落柱采用“超前预注浆+锚索网支护”的联合支护方案，并明确了具体注浆及支护参数。2)通过FLAC3D数值模拟软件分析得出在联合支护方案下，巷道围岩的塑性区分布范围大幅度缩小，且该方案下巷道的顶板最大下沉量为2 90 mm，两帮最大移近量为2 2 0 mm。3)15026进风巷现场应用结果表明，采用联合支护方案后，巷道过陷落柱时的顶底板的最大变形量为16 4mm，两帮的最大变形量为7 8 mm，控制效果显著，同时验证了数值模拟结果的可靠性。参考文献：1韩俊文.1510 4运输巷过陷落柱段巷道综合支护技术应用J.江西煤炭科技，2 0 2 1（3）：40-42.2王晋峰.注浆加固技术在综放工作面过陷落柱的应用.江西煤炭科技,2 0 16(3)：7 4-7 6.(下转6 5页)顶板表面位移量一一左帮表面位移量右帮表面位移量2023年第3 期首先，把9支架调整至待回撤状态：其次，通过液压支架调向平台将9 支架回撤调向，使用支架车运走该支架；最后，依次前移3#、2#、1掩护架，将掩护架升起支撑顶板，利用掩护架的推移千斤向前移动支架调向平台。走掩护架时必须先走靠近采空区侧的掩护架，否则可能出现压死掩护架的现象。同时在靠近采空区侧打设木点柱对顶板进行维护。按同样的程序,撤出所有的正常架。(2)拆除掩护架以及上端头过渡架到达关闭阶段后先将2 掩护架回撤完毕，然后利用双臂起重机将3 掩护架平移至原2 掩护架位置。1#3 掩护架以及116#、117 过渡支架的回撤与原工艺一致。4支架回撤方式优化后的效果分析4.1提高工作面支架回撤效率3308工作面支架回撤掩护方式优化后，避免了作业人员反复回撤支设单体棚的工序；支护所需时间由原先的40 min降至15min；每班回撤支架数量由3 架提升至5架，支架回撤工期缩短4天；回撤作业人员从之前的每班9人变成现在的4人。4.2安全效益高综采工作面回撤期间采用液压支架维护采空区侧顶板,增大了对采空区侧顶板的控制效果,有效地遏制了漏顶事故的发生，增强了作业人员的安全性。同时采空区侧顶板得到了稳定的支护，在回撤期间未出现压死待回撤支架的现象。4.3降低材料成本3308工作面支架回撤掩护方式优化后每个支架可减少56 根木料以及1根型梁的使用，工作江西煤炭科技面支架回撤整体减少6 50 根的木料以及10 0 根型梁。每根木料、型梁分别按照10 0 元、10 0 0 元计算，可减少16 50 0 0 元的材料费用。5结论1)优化后的液压支架回撤掩护工艺是天地王坡矿综采工作面回撤工艺上的重大改革，工作面支架回撤工期缩短4天且每班仅需4名作业人员，减人提效明显。2)使用液压支架替代型梁维护采空区侧顶板，在降低材料浪费的同时增强了采空区侧顶板维护的效果。3)优化后的液压支架回撤掩护工艺实现了工作面支架快速、高效的回撤，有效提高了工作面接续率，推动了矿井安全高效生产，为矿井其他综采工作面提供了经验，具有良好的推广应用前景。参考文献：1李文,王杰，朱成坦.工作面回撤通道支护技术简述J.江西煤炭科技,2 0 14(3)：40-41.2白金海.综采工作面液压支架倒架原因及处理J.江西煤炭科技，2 0 16(2)：2 4-2 6.3】张国栋，尹福.综采工作面液压支架安全回撤工艺研究J.北京：煤炭科学技术,2 0 12,40（8）：14-17.4】雷煌.综采工作面快速搬家成套装备与技术的应用J.北京：煤炭科学技术,2 0 0 8(4)：1-3,8 0.作者简介：杨健（198 8 一），男，安徽宣城人，2 0 13 年毕业于山东科技大学矿业工程，硕士研究生，工程师，现从事煤矿安全生产管理工作多年。收稿日期：2 0 2 2-11-2 965编辑：吴银富、彭呈喜(上接6 2 页)3郝兵元，张玉江，戚庭野，等.综采面过陷落柱采动应力与柱体应力相互影响模拟研究.徐州：采矿与安全工程学报,2 0 15,3 2(2)：192-198.4张红.回坡底煤矿10-10 8 工作面过E8陷落柱技术研究J.邹城：煤矿现代化，2 0 2 1,3 0（5：12-14.5李强，刘峰，李海斌，侯君朝.大断面巷道过陷落柱注浆加固技术应用J.哈尔滨：煤炭技术2 0 2 0,3 9（6)：2 9-30.6刘孟凯.快速通过陷落柱大断面全锚喷浆支护的应用J.江西煤炭科技,2 0 19(2)：7-8,13.作者简介：卢琦（198 4一），男，山西阳泉人，2 0 17 年毕业于山西能源学院煤矿开采技术工程专业，大专学历，助理工程师，现从事采掘管理技术工作，现就职于华阳股份有限公司新景矿。收稿日期：2 0 2 2-0 8-2 5编辑：黄敏辉