云泉15号煤胶带顺槽锚网支护设计研究_邢险峰

炭系中统本溪组（Ｃ２ｂ）；石炭系上统太原组（Ｃ３ｔ）；二叠系 下统山西组（Ｐ１ｓ）；二叠系下统下石盒子组（Ｐ１ｘ）；二叠系 上统上石盒子组（Ｐ２ｓ）；第四系（Ｑ）。ｂ．煤层及顶底板岩 性：１５ 号煤厚 ２．０３￣４．６６ ｍ，平均 ３．３３ ｍ，平均抗压强度 １０ ＭＰａ。直接顶板多为 Ｋ２ 石灰岩，层位稳定厚度大，局 部为泥岩；底板多为泥岩。局部为砂 质泥岩、粉砂质泥 岩或铝土泥岩。顶板为炭质泥岩或泥岩时，厚 ０￣２．６６ ｍ， 平均 １．６ ｍ；其上夹 １４ 号煤，厚 ０￣０．７ ｍ，平均 ０．１ ｍ；再 上为石灰岩，厚 ６．３３￣９．４６ ｍ，平均 ７．７ ｍ，属下软上硬的 复合顶板；局部缺失泥岩和 １４ 号煤时，１５ 号煤之上直 接赋存大厚度石灰岩层，厚 ６．３３￣９．４６ ｍ，平均 ７．７ ｍ，属 于稳定顶板，１５ 号煤底板为泥岩。
５－ ｃ ２０ ｍ
５－ ｄ １０ ｍ
图 5 埋深 200 m 超前煤壁不同距离围岩屈服单元分布图
5 锚固参数的设计与施工
１５ 号煤巷道支护设计时应区分：复合顶板（石灰岩 层厚度＜１ ｍ，或裂隙发育）、稳定的石灰岩顶板（石灰岩 层厚度≥５ ｍ，裂隙不发育）、破碎围岩顶板的三种情况。
１）复合顶板。胶带顺槽沿 １５ 号煤底板掘进，矩形断 面 ４ ０００ ｍｍ×３ ０００ ｍｍ，锚杆支护设计，见图 ６。采用锚 杆 ＋ 菱形金属网 ＋ 钢筋梯子梁基本支护，快速承载预应 力小直径锚索加强支护。
２）顶底板岩样的矿物组成和崩解特性。ａ．矿物组 成：顶底板岩样矿物组成的测定是用太原理工大学的 Ｄ／ＭＡＸ－ ２４００ 型 Ｘ－ 射线衍射光谱仪。测定结果表明，顶 板石灰岩所含矿物成分主要是方解石（７６．４ ％）、白云石 为（１５．６ ％）。底板铝土质泥岩所含矿物成分主要是伊利 石（９．６ ％）、石英（９．４ ％）、方石英（２９．８ ％）、斜发沸石 （２５．２ ％）、长石（１６ ％）。ｂ．崩解特性：巷道顶底板岩石的 崩解软化特性，直接关系到巷道围岩的稳定性与锚固参 数设计。顶板石灰岩经历吸水 － 风干循环后，岩样保持 原样，没有出现破裂崩解，说明其水理性质较稳定，对支 护影响不大。底板铝土质泥岩经历吸水 － 风干循环后， 出现崩解，崩解后成块状堆积；用手触碰表面有泥状物， 对巷道围岩的稳定性有一定影响，在支护设计和施工中 应予重视。
３）工程概况。相近煤矿对 １５ 号煤层巷道一直采用
收稿日期：２０１３－ ０６－ ０５ 基金项目：山西省科技攻关（工业）项目（２０１１０３２１０１５０４），国家自然科学基金项目（５１１７４１４１，５１００４０７５），中国博士后科学基金项目
（２０１１０４９１６３１） 作者简介：邢险峰（１９７８－），男，山西高平人，大学本科，助理工程师，从事采矿工程方面的技术与管理工作。
文章编号：１６７２－ ５０５０（２０１３）０８－ ００５５－ ０４
云泉 15 号煤胶带顺槽锚网支护设计研究
邢险峰 １，牛鹏飞 １，杨永康 ２，康天合 ２，张 涛 １
（１．科兴云泉煤业有限公司，山西 高平 ０４８４００；２．太原理工大学采矿工艺研究所，山西 太原 ０３００２４）
摘 要：根据云泉 １５ 号煤的地质力学条件，通过现场调研、室内试验、数值模拟、理论分析的方法，对掘进期间和采动影响下
表 1 煤岩层及其力学参数
序 号
岩石名称
层 厚 ／ｍ
密度 抗压 抗拉 （／ ｇ· 强度 强度 ｃｍ－３） ／ＭＰａ ／ＭＰａ
弹性 模量 ／ＭＰａ
泊松 比
１ 砂质泥岩 ２．０ ２．５５ ２６ ２．０ ３ ５００ ０．２３
内聚 力
／ＭＰａ
内摩擦 角 （／ °）
３．０５
２６
２ 石灰岩 ２．０ ２．６０ ５０ ４．６ ４ ５００ ０．２６ １２．０
图 3 锚杆范围离层量随煤壁至测点距离变化
单位：ｍｍ 图 6 复合顶板条件下胶带顺槽锚杆支护设计
图 4 锚索范围离层量随煤壁至测点距离变化
３） 采动对巷道屈服破坏特征的影响。图 ５ 为埋深 ２００ ｍ 超前工作面煤壁不同距离处胶带顺槽围岩屈服 破坏单元分布及锚杆锚索轴力图。由图可知，随工作面 推进，围岩屈服范围在扩大。超前 １５０￣３０ ｍ 时，巷道围岩 破坏深度变化不大；超前 ２０ ｍ 时，工作面一侧破坏区域 明显增加；超前 １０ ｍ 时，左右帮破坏区域均明显增加， 靠近工作面一侧已经超过帮锚杆锚固范围，因此应该加
３） 计 算 模 型 。 采 用 弹 塑 性 材 料 模 型 ， 运 用 Ｍｏｈｒ－ Ｃｏｕｌｏｍｂ 屈服准则判断岩体的破坏。计算模型见 图 １，胶带顺槽沿 １５ 号煤层底板掘进。工作面长度 １５０ ｍ，考虑对称性，模拟回采工作面长度，取 ７５ ｍ。在胶带 顺槽的另一侧为实体煤，取煤柱宽 ２５ ｍ，模型宽度 １０２ ｍ。模拟 １５ 号煤厚 ３．５ ｍ，顶板 ３１．５ ｍ，底板 ２０ ｍ，模型 的高度为 ５５ ｍ。模拟工作面推进长度 ２００ ｍ，则模型的 长×宽×高＝１０２ ｍ×２００ ｍ×５５ ｍ。模型的四个侧面为 位移边界，限制水平位移；底部为固定边界，限制水平位
本文根据 １５ 号煤的地质条件，以胶带顺槽为例，通 过多种方法，研究了掘进期间和采动影响下的围岩变形 破坏规律，给出了合理的支护参数，并在现场进行了工 业性试验。
1 工程条件分析
１）工程地质条件。ａ．地质概况：井田构造处在我国 东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，太行隆起带。 井田位于二级构造晋（城）－ 获（鹿）褶断带南段。井田总 体构造形态为一褶曲构造，地层倾角 ２°～７°，井田内 未发现断层、陷落柱构造，井田构造属简单类型。井田内 赋存地层由老到新依次有：奥陶系中统峰峰组（０２ｆ）；石
１）根据采准巷道围岩稳定性分类方案，研究认为： 当采深为 １５０ ｍ 以内，１５ 号煤层巷道煤柱为 ２５ ｍ 时，１５ 号煤巷道为Ⅰ类非常稳定围岩。当采深＞１５０ ｍ，１５ 号 煤层巷道煤柱 ２５ ｍ，１５ 号煤巷道均为Ⅳ类不稳定围岩。
２）考虑井田内地面为中低山区、沟谷山梁发育、相 对高差 ２８３ ｍ、煤层埋深多变等因素，支护设计时按Ⅳ 类不稳定围岩考虑。分析认为导致属于Ⅳ类不稳定围岩 主要是巷帮煤较软，因此支护时可适当增大顶板锚杆 ／ 索的间排距，适当加强巷帮支护力度。
的围岩变形量、离层量、塑性区的分布规律进行研究，并给出了胶带顺槽的支护参数。
关键词：胶带顺槽；演化规律；数值试验；支护参数；超前加强支护
中图分类号：ＴＤ３５３
文献标识码：A
我国煤巷锚杆支护理论和技术取得很大的发展［１，２］。 张国锋［３］等据深部倾斜岩层巷道围岩表现出的非对称变 形破坏现象，提出非对称耦合控制对策。杨永康［４］等对煤 巷上方大厚度泥岩顶板破坏现象，提出大厚度泥岩顶板 煤巷的支护原则。何满潮［５］等根据运输大巷深部软岩工 程实践，提出预留刚隙柔层控制方法。刘增辉［６］等通过相 似模拟试验研究综放煤巷合理煤柱尺寸。康红普［７］等在 潞安矿区进行工业性试验，提出全断面强力锚索支护技 术。杨永康［８］等针对层状碎裂围岩井底特大的断面硐室 的施工性态，研究了高边强围岩的破坏机制，并提出承 载墙的概念。姜耀东［９］等在现场观测的基础上，提出互补 控制支护技术。张农［１０］等针对迎采动工作面沿空掘巷采 空区边缘不稳定和动压作用强的特点，提出了预应力组 合支护技术。但在特定的围岩具体条件下，锚网支护巷 道仍需进一步研究。
强对右帮的支护。
５－ ａ １５０ ｍ
５－ ｂ ３０ ｍ
图 2 围岩移近量随埋深的变化曲线
２）采动对围岩稳定性的影响。图 ３ 与图 ４ 示出不同 埋深工作面胶带顺槽锚杆、锚索锚固范围内顶板离层值 随测点至工作面煤壁距离变化曲线。由图看出，超前工 作面 ３０ ｍ 锚固范围内顶板离层量均明显增加，此时应 对胶带顺槽进行超前加强支护；锚固范围内顶板离层量 较小，说明锚固结构是稳定和有效的。
3 围岩稳定性数值计算模型
１）煤岩层条件。根据岩层柱状图及实验室测定的煤 岩特性测定结果，如表 １ 所示，考虑煤层厚度和顶底板 岩层结构对煤柱和巷道稳定性的影响，计算中对煤和岩 石的强度参数分别考虑裂隙影响系数［８］。井田范围内没 有进行过地应力测试，计算时取 σｈ＝１．１σｖ。
２）开采技术条件。１５ 号煤厚 ３．５ ｍ，赋存较稳定，采 用综合机械化开采。工作面长度 １５０ ｍ。
３８
３ 泥岩 ７．５ ２．５５ ２３ １．６ ３ １００ ０．２６ ３．８０
３０
４ 石灰岩 ３．０ ２．６０ ５０ ４．６ ４ ５００ ０．２６ １２．０
３８
５ 中粒砂岩 ５．０ ２．６０ ３０ ３．２ ４ ２００ ０．３３ ４．３１
３３
６ 泥岩 ２．５ ２．５５ ２３ １．６ ３ １００ ０．２６ ３．８０
Байду номын сангаас
５５
棚式支架、砌喧或者联合支护，存在成本高、效率低、劳 动强度大、事故率高等严重问题。２０１１ 年相邻某矿井改 用锚网支护后，发生了较大冒顶事故。因此采用先进锚 网支护技术已成为必然。１５ 号煤胶带顺槽净断面 ４ ｍ× ３ ｍ。为保巷道的安全，必须研究特殊条件下的锚网支护 技术。
2 围岩稳定性分类及锚固参数
顶锚杆：用 φ２０ ｍｍ×２ ２００ ｍｍ 的高强螺纹钢锚 杆，间排距 ９００ ｍｍ×１ ０００ ｍｍ，边锚杆距巷帮 ２００ ｍｍ， 要求向巷帮侧倾斜 ２０°，每排布置 ５ 根，每孔使用 Ｓ２３６０ 型 和 Ｚ２３６０ 型 树 脂 锚 固 剂 各 １ 卷 。 采 用 １２５ ｍｍ×１２５ ｍｍ×１０ ｍｍ 钢板压制穹形托板，用 φ３ｍｍ 铅 丝编织成网孔尺寸 ４０ ｍｍ×４０ ｍｍ 的菱形金属网，网片 长×宽 ＝４ ０００ ｍｍ×１ １００ ｍｍ，每排 １ 片，网片搭接 １００ ｍｍ，每隔 ２００ ｍｍ 联网 ２ 道。用 φ１４ ｍｍ 钢筋焊接成锚 杆梯子梁，在布设锚杆处焊接锚杆卡栏。
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１１ 细粒砂岩 １．５ ２．６０ ３５ ３．２ ３ ８５０ ０．２５ ４．１３
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１２ 铝土泥岩 ５．０ ２．５５ ２８ ２．５ ２ １００ ０．２３ ３．４５
３５
１３ 石灰岩 １１．０ ２．６０ ５０ ４．６ ４ ５００ ０．２６ １２．０
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单位：ｍ 图 1 胶带顺槽计算模型
移和垂直位移。模型划分 ３７ ６００ 个单元，４１ ３２８ 个节点。 考虑煤层埋深在 １５０ ｍ、２００ ｍ、２５０ ｍ、３００ ｍ 四种情况的 围岩稳定性。上覆岩层重力按均布荷载施加在模型的上 部边界。
4 试验结果分析
１）掘进期间的围岩稳定性。图 ２ 为胶带顺槽围岩移
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近量及锚固范围内离层量随埋深的变化曲线。在埋深 ３００ ｍ 条件下，工作面采动影响前，胶带顺槽的顶底板 移近量 ２６．１５ ｍｍ，两帮移近量 ５２．１７ ｍｍ，锚杆锚固范围 顶板离层量 １２．１３ ｍｍ，锚索锚固范围顶板离层量 １１．０１ ｍｍ，顶板锚固范围总离层量 ２３．１３ ｍｍ，表明采动影响前 围岩是稳定的。
模拟过程：建好模型后，计算初始应力场至平衡，先 开挖胶带顺槽；开挖后立即采用相应支护方式进行支 护，计算至平衡后开采工作面，每次开挖 ５ ｍ。每次开挖 后，计算至平衡，再进行下一次开挖。在整个模拟过程 中，始终监测关键层位的变形情况，记录并存储每步运 算结果。再者，结合采空区冒落矸石物理力学特性变化 规律的已有研究成果［１１］、现场煤岩层情况、相似模拟试 验结果，回采过程中已冒矸石的支撑作用通过动态改变 材料特征模拟。
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７ 石灰岩 ８．０ ２．６０ ５０ ４．６ ４ ５００ ０．２６ １２．０
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８ 泥岩 １．５ ２．５５ ２３ １．６ ３ １００ ０．２６ ３．８０
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９ １５ 号煤 ３．５ １．４５ １０ ０．９ ７５０ ０．２５ １．０６
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１０ 泥岩 ２．５ ２．５５ ２３ １．６ ３ １００ ０．２６ ３．８０
３）根据地质力学条件，采用太原理工大学采矿工艺 研究所成果《煤巷锚杆支护设计专家系统》，对胶带顺槽 的锚固参数进行初步设计。顶锚杆用 φ２０ ｍｍ×２ ２００ ｍｍ 的高强螺纹钢锚杆，间排距 ９００ ｍｍ×１ ０００ ｍｍ。帮 锚杆用 φ１８ ｍｍ× ２ ０００ ｍｍ 的玻璃钢或可回收金属锚 杆，间排距 １ ０５０ ｍｍ×１ ０００ ｍｍ。锚索用 φ１７．８ ｍｍ× ６ ２００ ｍｍ 的高弹性低松弛度钢绞线，间排距 １ ８００ ｍｍ×３ ０００ ｍｍ。