复杂地质条件下的巷道支护优化

技术研究复杂地质条件下的巷道支护优化

张妙生

（西山煤电建筑工程集团有限公司矿建第一分公司，山西太原030024）

摘要：轨道大巷掘进区域地质构造复杂，围岩岩性软弱，原采用的巷道支护方式围岩变形量大，无法确保巷道掘进、

使用安全。在对巷道掘进期间的围岩松动圈测定及围岩变形进行分析的基础上，基于悬吊理论及最大主应力理论，对巷道围岩支护进行了优化。现场应用表明，采用优化后的巷道支护方案，顶板下沉量、巷帮变形量较原支护方案分别降低了46%、33.3%，围岩控制效果明显。

关键词：巷道掘进；围岩控制；悬吊理论；地质构造中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：2095-0802-(2020)02-0113-03

OptimizationofRoadwaySupportunderComplexGeologicalConditions

ZHANGMiaosheng

(No.1MineConstructionBranchCompany,XishanCoalElectricityConstructionEngineeringGroupCo.,Ltd.,Taiyuan030024,

Shanxi,China)

Abstract:Becauseofthecomplexgeologicalstructureandweaklithologyofthesurroundingrockinthedrivingareaofthemainroadway,thedeformationofthesurroundingrockintheoriginalsupportmodeoftheroadwayislarge,whichcannotensurethesafetyoftheroadwaydrivinganduse.Basedontheanalysisofthesurroundingrockdeformationandthemeasurementofthesurroundingrockloosezoneduringthetunnelexcavation,thispaperoptimizedthesurroundingrocksupportoftheroadwaybasedonthesuspensiontheoryandthemaximumprincipalstresstheory.Thefieldapplicationshowsthattheroofsubsidenceandthedeformationofroadwaysidearereducedby46%and33.3%respectively,andthesurroundingrockcontroleffectisobvious.Keywords:roadwayexcavation;surroundingrockcontrol;suspensiontheory;geologicalstructure

DOI:10.16643/j.cnki.14-1360/td.2020.02.049

在复杂地质条件下，如何保证巷道掘进安全是矿井生产中面临的一个重要课题[1-2]。德顺煤业轨道大巷掘进期间受到断层、褶曲等地质构造影响明显，掘进区域地质条件复杂，顶板岩性弱，原支护效果不佳，导致巷道围岩变形严重[3]。通过掘进巷道矿压监测、松动破碎圈测试等手段，基于悬吊理论及最大主应力理论，对轨道大巷支护进行优化，有效控制了围岩变形，效果明显。

表1

位置名称

材料

轨道大巷原支护参数

间排距800mm×800mm1600mm×1600mm

—

800mm×800mm

—

锚杆顶板锚索

金属网锚杆巷帮

金属网

1轨道大巷概况

规格

20mm×2000mm

左旋螺纹钢

（直径×长度）17.8mm×6500mm

钢绞线

（直径×长度）2000mm×1000mm

6号钢筋

（长度×宽度）20mm×2000mm

左旋螺纹钢

（直径×长度）2000mm×1000mm

6号钢筋

（长度×宽度）

1.1掘进地质条件

轨道大巷平均埋深230m，设计巷道掘进长度720m，沿11号煤层底板掘进，煤层倾角0°~6°，平均3°。11号煤层结构复杂，煤层厚度3.6～4.2m，平均3.8m，中间夹杂有矸2～3层，煤层赋存较为稳定，属于全区可采煤层。煤层顶板为泥岩，岩性较为软弱，加之掘进区域内小断层、褶曲等发育，地质条件较为复杂。

1.2巷道原支护参数

轨道大巷设计断面为矩形，支护采用“锚杆+锚索+金属网”联合支护方式，原支护具体的参数如表1所示。

收稿日期：2019-12-10

作者简介：张妙生，1977年生，男，山西山阴人，2012年毕业于黑龙江科技学院采矿工程专业，工程师。

1.3围岩变形特征

由于巷道掘进区域地质条件复杂，围岩稳定性受到巷道掘进方法、支护时限、支护方式及围岩岩性参数等因素影响。为了评价轨道大巷原支护参数是否合理，对掘进巷道的顶板下沉及离层、巷帮收敛、锚杆受力及锚索受力等进行监测[4]。

在巷道内共布置3个观测断面，具体如图1所示。每个观测断面布置1个顶板变形观测点、2个巷帮变形观测点、3个锚索测力计、6个锚杆受力测力计及2个顶板离层仪。具体的掘进巷道围岩变形特征如表2所示。

从表2中可看出，轨道大巷现阶段采用的巷道支护方式不能有效地对围岩进行控制，锚杆受力不均衡，不能有效起到围岩控制作用，在顶板锚固区内存在明显的离层显现。

·113·

2020年第2期

观测断面1观测断面2

观测断面3

轨道大巷

25m

38m

图1围岩变形监测断面布置示意图表2

掘进巷道围岩变形特征表

项目

特征

顶板下沉量在掘进及支护后15d时间内增加明显，占顶板下顶板下沉

沉量的80%以上；顶板中间位置、左侧、右侧下沉量最大值分

及离层

别为167mm、109mm、122mm；顶板岩层均存在一定程度的

离层，顶板上方1.8m位置处离层最为明显，该位置正处锚杆

上部边界位置

巷帮变形表现出显著的时间效应，在巷道掘进及支护后的8d巷帮收敛

内，巷帮变形量增加率最为明显，最大变形量值达到105mm；

距离巷道掘进迎头15m以内，巷帮的变形量增加率明显；巷

帮收敛量较顶板下沉量小

锚杆受力分布不均衡，受力值普遍偏低，最大为18MPa，个别锚

锚杆受力杆监测到的受力值为0MPa；

锚杆受力值增加缓慢，不能及时对巷道围岩进行控制；顶部锚杆受力值较巷帮锚杆受力值高

锚索受力锚索受力分布不均衡；轴向应力最大值多处于杆体中部

2巷道掘进围岩松动圈测定及围岩变形分析

2.1松动圈测定

为了给巷道支护参数的确定提供参考，采用地质雷达（EKKO-100）进行围岩松动圈探测，将天线距离确定为1m，移动布局确定为0.14m，对掘进巷道周边围岩进行探测。在距离掘进工作面迎头1.5m、20m、40m、60m、80m等位置处对围岩松动圈进行探测。在每个探测断面布置4条测线，按照逆时针顺序从右侧巷帮开始到底板结束，具体的探测断面布置如图2所示，探测结果如表3所示。

探测断面1探测断面2

探测断面3探测断面4

探测断面5

轨道大巷掘进迎头

图2巷道围岩松动圈探测断面布置示意图

表3

巷道围岩松动圈探测结果表

断面位置

松动圈范围/m

顶板

左帮

右帮底板距掘进迎头1.5m1.1~1.31.00.9~1.10.2~0.3距掘进迎头20m0.90.7~1.00.2~0.60.3~0.6距掘进迎头40m1.3~1.50.6~1.20.8~1.00.4距掘进迎头60m1.2~1.40.4~1.30.6~1.00.3~0.5距掘进迎头80m

1.5~1.6

0.8~1.2

0.8~1.2

0.3~0.6

从表3中可看出，当巷道围岩稳定后，围岩松动圈的最大值是巷道顶板1.6m、左帮1.3m、右帮1.2m、底板0.6m，可判定围岩破碎松动圈类型是中等偏大。2.2巷道围岩变形分析

11号煤层顶板为泥岩、砂岩，厚度较大，岩性软弱，加之地质构造复杂及巷道掘进扰动，顶板塑性区分布范围广，岩层自身成承载能力低。原锚杆支护最

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2020年2月

大锚固距离在2.2m以内，锚索长度为6.5m，根据悬

吊理论，锚索未能将浅部围岩悬吊在上部坚硬砂岩之上，从而导致顶板出现显著离层，顶板锚杆不能起到较好的锚固作用，对围岩控制效果不明显[5]。

同时根据地应力测量结果，水平应力对巷道围岩变形起到主导作用，最大主应力与巷道掘进方向的投影夹角在84°左右，接近垂直。在最大水平地应力作用下，顶板离层及围岩破碎有所增加。

3巷道围岩支护优化

11号煤层顶板为泥岩、砂岩，锚索未能将泥岩悬吊于坚硬砂岩之上。同时掘进区地质构造复杂，围岩破碎，地应力及构造应力进一步增加了围岩变形量，增加了围岩控制难度。因此，可采用大刚度、大强度及高抗剪阻力锚杆支护体系对围岩变形进行控制。

巷道掘进宽度为3.7m，高度为3m。基于悬吊理论及最大主应力理论[6-7]，对巷道围岩支护进行优化。具体的巷道掘进断面及其支护如图3所示，巷道围岩支护参数如表4～5所示。

单位：mm

250800800800800250

00100401500014608801160

11900

1600

0000轨00015010道3311中心01线

4002100

3500100

3700

图3

巷道掘进断面及其支护方案示意图

表4巷道顶板支护参数表

锚杆锚索

金参数

锚固

位置布置参数锚固

布置W型方式

方式

钢带

属网

长、宽、直径2支锚帮角的采用端间排

直径厚分

20mm，固剂全2根锚间排距锚方距为别为

6号

长度段锚杆与巷均为17.8mm，式；2支0.8m；钢

2m，固，型帮夹角800mm；长度锚固每打2排3.5m、筋

6.5m，材剂，型锚杆0.25m、采用号分30°；其每排施打编

质为3mm；M24别为余锚杆工7根高强号分1排锚制

预应力钢别为索；锚索孔心

而

螺母Z2360、垂直锚杆K2335顶板绞线Z2360、布置在间距成

K2335托盘上

0.8m，5孔

2020年第2期

表5

锚杆

参数

复杂地质条件下的巷道支护优化张妙生：

巷帮支护参数

2020年2月

托盘网片

位置布置方式锚固

高强托盘，长2支锚固剂

直径20mm，全段锚固，帮锚杆间排距均为度×宽度×厚6号钢

100mm×筋编制每排度：长度2m，采型号分别为垂直800mm；

而成100mm×用M24螺母Z2360、巷帮施工6根锚杆

10mmK2335

4支护优化效果分析

采用十字布点法对支护优化前后的围岩变形进行

监测，具体监测结果如图4所示。

140顶板下沉量/mm12010080604020

优化前优化后

个监测期间顶、底板变形量的75%，随着时间的增加，顶板下沉量逐渐趋于稳定。

从图4b)可看出，在掘进支护后的15d内，支护优化前后巷帮变形量增加率均呈现迅速增加趋势。在整个监测时间段内，支护优化前巷帮变形量值90mm，且变形随着时间增加逐渐加大，未表现出稳定趋势；支护优化的巷帮最大变形量60mm，且支护35d后巷帮变形量趋于稳定。

从监测结果看出，优化后的支护方案可有效地对围岩进行控制，围岩变形从持续快速发展变成先增后减的一般围岩变形规律。

5结语

a)轨道大巷掘进区域地质构造复杂，围岩破碎且控制困难，通过对巷道矿压显现特征及松动圈测试，得出围岩变形特征，在原支护方式下，在整个监测期间围岩顶板、巷帮最大变形量分别为130mm、90mm，且未表现出趋于稳定趋势；轨道大巷围岩松动圈类型属于中等偏大。

b)11号煤层顶板为泥岩，岩性软弱，原有的支护结构不能起到有效的锚固支护作用，水平地应力与巷道掘进方向近乎垂直，加之构造应力作用，增加了巷道围岩控制难度。依据悬吊理论及最大主应力理论，对巷道围岩支护参数进行优化设计。现场应用表明，优化后的巷道支护方案可有效地对巷道围岩进行控制，顶板下沉量、巷帮变形量较原支护参数分别降低46%、33.3%，优化后的支护参数围岩控制效果明显。参考文献：

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用［J］.煤炭与化工，2018，41(8)：22-24.［2］胡晴，王新民，韩章程.深部复杂地质条件下巷道支护方案优

化［J］.中国地质灾害与防治学报，2016，27(4)：81-87.［3］崔中明.复杂地质条件下巷道围岩控制技术探讨［J］.西部探

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［4］郭振兴.复杂地质条件下大断面巷道支护方式优化研究［J］.

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［6］蔡来生.地下开采围岩稳定性及控制技术研究［D］.兰州：兰州

大学，2009.

［7］邹喜正.煤矿巷道围岩稳定性分类［M］.徐州：中国矿业大学出

版社，2000.

（责任编辑：高志凤）

05

101520253035404550

时间/d

a)优化前后顶板下沉量

100巷帮变形量/mm80604020

优化前优化后

05

101520253035404550

时间/d

b)优化前后巷帮变形量

图4优化前后围岩变形监测数据

从图4a)可看出，原巷道支护参数在监测时间范围内顶板最大下沉量130mm，顶板下沉量一直有增长趋势；巷道支护完成后5d时，顶板下沉量从8mm急剧增加至26mm，原采用的支护方案不能有效对巷道围岩进行控制。对巷道支护进行优化后，在监测时间范围内巷道顶板最大下沉量控制在70mm以内；掘进支护完成的15d内，围岩变形率增加明显，变形量占整

!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!!）（上接55页低，从而为矿井的长久可持续发展提供坚实保障。

4结语参考文献：带式运输机作为矿井生产作业高效、持续开展的关键设备，其运行质量及能耗对矿井的综合效益有着直接的影响。因此，矿井管理者必须高度重视对矿井带式运输机的优化研究，通过有效应用PLC技术等现代化技术，大幅提升带式运输机智能化水平，实现运输机运行稳定性和有效性的显著提升和能耗的显著降

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（责任编辑：刘晓芳）

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