义煤集团铁生沟煤矿支护研究报告 - 图文

义煤集团铁生沟煤矿软岩(煤)支护技术研究

报 告

义煤集团巩义铁生沟煤业有限公司铁生沟煤矿

河南理工大学

2012-8-28

目 录

1工程概况 ............................................................................................................................................................ 3

1.1 矿井概况 ............................................................................................................................................... 3

1.1.1地理、地形、地貌情况 .............................................................................................................. 3 1.1.2矿井边界情况 .............................................................................................................................. 4 1.1.3地质情况 ...................................................................................................................................... 4 1.1.4主要可采煤层赋存情况 .............................................................................................................. 5 1.1.5水文地质与开采技术条件 .......................................................................................................... 6 1.2 煤矿生产现状 ....................................................................................................................................... 9

1.2.1开拓方式、开采方法 .................................................................................................................. 9 1.2.2通风方式 .................................................................................................................................... 10 1.2.3现主要生产煤层、采区、工作面情况 .................................................................................... 10 1.3主要研究内容 ...................................................................................................................................... 11 2 支护改革前的调查分析 ................................................................................................................................. 12

2.1矿压情况 .............................................................................................................................................. 12 2.2支护改革前巷道情况 .......................................................................................................................... 13 2.3 巷道片帮、冒顶原因 ......................................................................................................................... 14 2.4 支护改革的重要性 ............................................................................................................................. 14 2.5 巷道支护历程 ..................................................................................................................................... 14 3 注水及其强度试验研究 ................................................................................................................................. 15

3.1 试验目的 ........................................................................................................................................... 15 3.2 试验方法 ........................................................................................................................................... 15 3.3 常规三轴剪切试验 ........................................................................................................................... 16 3.4 试验结果 ........................................................................................................................................... 17 3.5 三轴试验结果分析 ........................................................................................................................... 23 4 煤巷支护改革理论及支护方案优化 ............................................................................................................. 25

4.1 支护改革的指导思想 ......................................................................................................................... 26 4.2 支护改革技术工艺 ............................................................................................................................. 26

4.2.1 选择合理位臵布臵巷道 ........................................................................................................... 29 4.2.2 合理设计与施工 ....................................................................................................................... 31 4.3 支护改革成果 ..................................................................................................................................... 33 5 工程实施方案 ................................................................................................................................................. 36

5.1支护改革实施方案 .............................................................................................................................. 36

5.1.1梯形工字钢支护(采煤工作面超前支护段) ............................................................................. 36 5.1.2 U36拱型支护 ............................................................................................................................ 37 5.1.3 松帮卸压 ................................................................................................................................... 39

5.1.3.1松帮卸压基本要求 ......................................................................................................... 39 5.1.3.2上、下巷风煤钻松帮卸压安全技术措施 ..................................................................... 39

5.1.3.2.1技术要求 .............................................................................................................. 40 5.1.3.2.2 安全技术措施 ..................................................................................................... 40

5.1.4 喷浆封闭 ................................................................................................................................... 41

5.1.4.1喷浆支护材料 ................................................................................................................. 42

1

5.1.4.2喷浆要求 ......................................................................................................................... 42 5.1.4.3 喷浆施工工艺 ................................................................................................................ 43

5.2 注水施工 ............................................................................................................................................. 45

5.2.1中孔注水 .................................................................................................................................... 45 5.2.2 采煤工作面上、下巷浅孔注水技术要求 ............................................................................... 46 5.2.3 安全措施 ................................................................................................................................... 47 5.3 上、下巷穿杆下压安全技术措施 ..................................................................................................... 48

5.3.1技术要求 .................................................................................................................................... 49 5.3.2安全措施 .................................................................................................................................... 50

6 支护效果评价 ................................................................................................................................................. 52

6.1巷道变形监测 ...................................................................................................................................... 52

6.1.1巷道收敛变形 ............................................................................................................................ 52 6.1.2 超声波巷道松动圈测试 ........................................................................................................... 52 6.2 经济效益分析 ..................................................................................................................................... 54

6.2.1 11111工作面巷道 ...................................................................................................................... 54 6.2.2 11150工作面巷道 ...................................................................................................................... 54 6.3 效益分析与展望 ................................................................................................................................. 55

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1工程概况

1.1 矿井概况

铁生沟煤矿位于巩义市境内，1986年开始建井，1997年10月正式投产，设计生产能力120万吨/年，服务年限55.1年。矿井工业储量为11118.5万吨，可采储量为6827万吨。矿井开拓方式为立井单水平上、下山开拓。矿井通风方式为两翼对角抽出式。开采煤层为二1煤层，煤种为无烟粉煤。

铁生沟井田广为第四系地层所覆盖，在井田的北部有部分基岩出露，井田地层呈北东走向，倾向北西的单斜构造，倾角10～15°。

矿区位于昆仑--秦岭东西复杂构造带东段北支，受压扭性断层的牵引和平推作用，煤层赋存状况极为复杂。煤层的伪顶、直接顶以黑色炭质泥岩、砂质泥岩为主，强度较低，极易垮落；煤体(亮煤)呈松散体状，强度极低；底板以泥岩为主，夹薄层细砂岩，遇水膨胀，有严重的底鼓现象，为典型的“三软”不稳定煤层。

1.1.1地理、地形、地貌情况

河南省铁生沟煤矿位于巩义市涉村、夹津口、西村三个镇境内，地理坐标为：东经112°26′～113°05′，北纬34°31′15″～34°42′30″。

井田内为中低山丘陵地形。东部五指岭主峰海拔标高+1215.90m，矿井南部属中低山区，海拔标高500～900m，形成矿区一分水岭，也是黄河与淮河水系的分水岭，区内海拔标高280～700m，高差420m，四周高中间低，地表水由流经井田中部的涉村河排出。该矿北距陇海铁路巩义车站约20Km，巩义至许昌公路从矿井中部穿过，交通方便。

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1.1.2矿井边界情况

井田范围东至五指岭断层，西至91勘探线，南到二1煤露头，北部以-230m水平为界。铁生沟煤矿井田范围共由23个拐点圈定，井田面积18.15Km2。

铁生沟煤矿井田边界之东南方向为上庄煤矿，井田边界之东北角，为北庄煤矿。

在井田边界之北部，为二1煤层底板-230m以深的区域，煤层埋藏深度大于400～500m，目前没有煤矿。

在西部：原规划为圣水井田，目前为圣水煤矿。

南部：沿煤层露头线分布许多小煤矿，与铁生沟煤矿井田边界相临的有8个，自西向东是：西村圣水黄煤矿、夹津口王沟一矿、王沟煤矿、华龙煤矿、中沟煤矿、兴华矿业公司、夹津口二矿、涉村煤矿。 1.1.3地质情况

铁生沟井田广为第四系地层所覆盖，在井田的北部有部分基岩出露，自古生界的奥陶系、石炭系、二叠系；中生界三叠系；及新生界的系均有出露。井田含煤地层有石炭系中统本溪组(C2b)、石炭系上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1S)、二叠系下统石河子组(P1X)、二叠系上统石河子组(P2S)。

矿区位于昆仑—秦岭东西复杂构造带东段北支，即箕山—嵩山纬向构造带北部边缘，煤系展布方向基本受其控制。但由于受中生代晚期的北西向构造(嵩淮弧)的影响和干扰，致使本井田地层呈北东展布，倾向北西的单斜构造，倾角10～15°。在本井田的东北端，自核桃园—南山口一线因受北西向五指岭压扭性断层的牵引和平推作用，形成轴向北西，轴面倾向北东的不对称倾状向斜

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(上庄向斜)，向斜的东北翼构造较为复杂，向斜的西南翼(本井田主体部分)构造简单。

(1)褶皱

上庄向斜：由于受五指岭压扭断层的影响，产生一箕形褶皱。

向斜轴部出露中生代三叠系地层，古生代奥陶系、石炭系地层出露于向斜的两翼。向斜轴走向为北西，轴面倾向北东，东北翼倾角较陡，倾角50～70°，有的地段地层甚至倒转，西南翼倾角平缓，倾角10～15°。

(2)断层

整个井田的断裂方向有NW组、NE组、EW三组。断层性质除五指岭分支断层(F1)为逆断层外，其余皆为正断层。落差较大的有F1、F3、F8三条(落差20～800m)，其它均为小断裂，对煤层的破坏和影响不大。主要断层简述如下：

五指岭分支断层(F1)：逆断层，为五指岭断层东西南的一支断裂。断层走向NW50°，倾向北东，倾角85°，落差最大约800m，为井田东部边界。

王沟断层(F3)：正断层，位于王沟北坡、高超以南至石井一线，延展长2.5公里。断层走向N22°E，倾向北西，倾角75～80°落差30余m。

陈苟湾断层(F8)：正断层，断层倾向北，落差20余m。 1.1.4主要可采煤层赋存情况

井田内含煤地层为石炭二叠系，有太原群、山西组及石盒子组三个连续沉积的煤系，一般含煤29层，其中山西组二1煤普遍发育，为本井田的主要开采对象。二2煤局部可采，其余煤层属偶尔存在，无开采价值。尤其是石盒子组的四个煤层多以煤线或炭质泥岩出现。二2煤层底与二1煤顶之间距最小为2.18m，最大为32.69m，平均11.5m。二1煤层上分层底与二1煤下分层顶之间

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最小为0.95m，最大为4.49m，平均2.2m。本井田所有煤层平均总厚度为1.40m，煤系地层总厚度约680m，含煤系数只为0.21%。二1煤层厚度变化较大，由0.60～14.7m，平均厚5.5m。该煤层可采指数为0.91，厚度变异系数为60.35%，属较为稳定煤层。二

2

煤最小厚度为0.20m，最大厚度为8.5m，平均厚度为

1.43m，可采性指数为0.61，煤层厚度变异系数为79.04%，属不稳定煤层。

二1煤层含煤系数为32%，属较为稳定煤层。煤层结构较复杂，一般含矸1—3层，夹矸厚0.03～1.17m，多为炭质泥岩。煤中有机质主要由碳、氢、氧、硫、氮等五种元素组成。煤层多呈粉状产出，及其松散。平均灰分17.89%，挥发分4.56%，全硫0.55%，磷0.019%，发热量6650大卡/千克。二1煤和二

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煤皆为中灰、中磷、低硫、高发热量、无烟粉煤，可作为良好的动力用煤及

居民生活用煤。

1.1.5水文地质与开采技术条件

(1)水文地质情况

井田内自下而上含水层及隔水层如下； ①奥陶系岩溶含水层

中奥陶系马家沟灰岩含水层，由灰岩、泥质灰岩组成，厚约85m，岩溶裂隙发育，属岩溶裂隙承压水强含水层，但富水性极不均匀，是矿区主采二1煤的底板水的充水水源。

②铝土层隔水层

本溪群铝土隔水层全区普遍发育，厚度1.11～46.86m，平均10.10m。正常情况下，该隔水层稳定可靠，可以隔断奥灰与太原组灰岩的水力联系。但由于铝土厚度变化较大，在中深部水压增大或遇破碎带时，局部地段的隔水层有

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被突破的危险。

③上石炭统太原组薄层灰岩含水层组

由薄层含燧石结核灰岩、泥岩、砂质泥岩、薄煤层等组成，局部为海相沉积，以灰岩、燧石灰岩为主要含水层，砂岩含水层次之，受大气降水补给。总厚为39.60～84.85m，平均56.45m，其中灰岩平均24m厚，占太原群平均厚44.13%。该含水层距离二1煤层底板10～15m，为二1煤层底板直接充水含水层，为岩溶裂隙承压水，富水性极不均衡，局部地段富水性较强。

④太原组中部隔水层和二1煤底板隔水层

太原群中部为泥岩、砂质泥岩隔水层，一般厚20～40m。在地层完整地带，把太原群上段、下段灰岩隔开，起到隔水作用；在地层破碎带则不具有隔水作用。二1煤至L8灰岩之间隔水层由泥岩、砂质泥岩、细砂岩组成。一般厚度2.30～18.32m，平均厚8.98m。

⑤山西组、石盒子组砂岩含水层

为由山西组、石盒子组碎屑岩煤地层中的中粒、粗粒砂岩组成的含水层，层次较多，段距大，但富水性较均一，属裂隙承压水。本含水层整体较弱，但存在局部富水区，是二1煤顶板直接充水含水层，局部地段与其它含水层发生水力联系时对二1煤开采有较大影响。

⑥石英长石砂岩含水层(平顶山砂岩)

平顶山砂岩含水层分布在井田北部，岩性为中粗粒石英砂岩，岩性较纯，平均厚度57.05m，裂隙发育，属裂隙承压水，含水性较山西组、石盒子组砂岩含水层较强，本含水层距二1煤层较远，对二1煤开拓无影响。

⑦基岩风化带含水层

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基岩风化带含水层一般厚30～50m，风化带深度为44.46m，含水性比未风化的基岩强些，和上部第四系含水层有垂直水力联系，因而是开采浅部煤层顶板直接充水的来源。

⑧第三、四系含水层

本井田第四系地层多为残积、坡积，厚度不大，成分混杂，多泥质，含水性不强，厚度0～45.70m，一般10m左右。只有沿涉村河有狭长型第四系冲积、洪积堆积，厚度10m左右，成分有卵石、砂等，含水性强，受大气降水及基岩风化带的补给，排泄方向同涉村河，属潜水类型。

本区的五指岭分支断层(F1)为井田边界断层，王沟断层(F3)、陈苟湾断层(F8)只有少数钻孔控制，尚未见到明显的水文地质特征，因此断层的富水性不易确定，巷道过断层时应探索前进。

综合分析井田内各水层以及相邻生产矿井水文地质资料，第三、四系潜水分布范围较小，含水层厚度不大，对开采影响较小。二叠系中粗粒砂岩含水层是二1煤顶板的直接充水来源，但由于该含水层含水性弱且二1煤顶部又有较厚的泥岩隔水层，因此对二1煤开采无大影响。二1煤底板水即太原群和奥陶系岩溶承压水是矿井主要充水因素，尤其当奥陶系和太原群两岩溶含水层产生垂直水力联系时危险较大。

根据《矿井地质报告》，矿井正常涌水量300m3/h，最大涌水量650m3/h。投产以来，经观测，多年平均矿井涌水量为110m3/h，最大涌水量为150 m3/h。

(2)开采技术条件

二1煤层厚度为0.60～14.70m，煤层厚度变化大，平均厚5.5m，夹矸0～4层，一般含夹矸1～3层，夹矸厚0.03～1.17m，多为碳质泥岩。煤层走向近

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东西，倾向北稍偏西，倾角8～12°。表土层厚度0～56.0m，平均厚度为17.26m。

二1煤层顶板以岩性、厚度、岩石硬度和采动特征的不同，分为三类：伪顶、直接顶、老顶。在铁生沟井田内，一般情况下，此三类顶板同时存在，但并不意味着每个采区和工作面都同时存在此三类顶板，无伪顶、有直接顶和老顶，无伪顶、无直接顶，厚层老顶直接覆在二1煤层之上等几种情况都存在。

伪顶：直接覆于二

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煤层之上，岩性一般为黑色炭质泥岩、砂质泥岩，。

厚度0.3～6m。此层的坚硬程度较低，极易垮落，随采随落混入煤内，影响煤质。

直接顶：位于二1煤层或伪顶之上，岩性一般为黑色砂质泥岩、泥岩，厚度不稳定，0.4～12m，直接顶比较容易跨落，随着回采工作面的推进，支架不断向前移动，顶板随即冒落。

老顶 ：位于直接顶之上或直接覆于二英砂岩，致密、比较坚硬。

二1煤层底板：以泥岩为主，黑色、灰黑色，薄层状，含碳质和植物根化石，夹薄层细砂岩呈条带状出现，遇水易膨胀，失去强度，呈底鼓现象。

根据2004年8月煤炭科学研究总院重庆分院对矿井开采的二1煤层煤样进行的爆炸性和自燃性鉴定，确定为无煤尘爆炸危险，煤层煤样的自燃倾向性鉴定为不易自燃。 1.2 煤矿生产现状 1.2.1开拓方式、开采方法

矿井为单水平立井上下山开拓方式，大巷布臵在-10m水平，共划分16个

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煤层之上的灰白色厚层状云母石

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采区；矿井有立井2个，主井承担全矿井煤炭提升和进风任务，副井承担全矿井提矸、下料、升降人员任务；另有斜井4个，东一斜井承担11采区上下山回风任务，西四斜井承担14采区回风任务，12采区2个斜井分别承担12采区回风和矿井进风任务。矿井开采深度为+250m～-230m,采区平均走向长1200m,平均倾向长1000～1200m,工作面平均长度120m。

该矿选用走向长壁后退式采煤方法，用全部跨落法管理顶板，主要为炮采。

中部水仓(外)主井副井中部水仓(内)13采区铁生沟矿采掘工程布置平面示意图充电硐室中部泵房13031工作面15151515采采采采区区区区皮轨回带道风下下下山山山西运输大巷东运输大巷炸药库11091工作面14131工作面东五风井14采区12采区12采区总回风11采区14采区总回风11采区总回风图1.1 铁生沟煤矿采掘工程布臵

1.2.2通风方式

该矿采用两翼对角抽出式和采区小风井独立进、回风相结合的通风方式。全矿井现有3个进风井(主井、副井、西二采区进风斜井)，3个回风井(西二、西四、东一采区回风井)，回采工作面采用“U”通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。矿井通风方法为抽出式。 1.2.3现主要生产煤层、采区、工作面情况

井田地质构造复杂程度属简单，矿井地质条件分类为Ⅰ类二型矿井，主采

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煤层为山西组二1煤层，走向近东西，倾向北稍偏西，煤种为无烟粉煤。至今有22个工作面已回采，目前11采区上下山、12采区正在回采中，15采区为准备采区。

现12采区布臵一个12101工作面生产，工作面月产量在3万t，年产量可达36万t；11采区上山布臵一个11111工作面生产，月产量在3～3.2万t，年产量在36～38万t。工作面采用2.6m兀型钢梁配合DZ—22型单体液柱支护，刮板机型号为SGW-220，下巷铺设SGW-40T和DSG-650皮带各一部。月产量8万t左右。

11采区下山11150工作面上、下巷、15采区回风巷。煤巷掘进：下巷采用风镐配合松动炮进行作业，上巷采用EBZ-160型掘进机作业，支护形式有U36拱型支架、12#工字钢梯形棚支护，岩巷掘进：YT-24型气腿式凿岩机打眼，煤矿用2#乳化炸药毫秒延期电雷管爆破；支护形式为锚喷支护(选用L=2000mm，Ф=22mm，长2250 mm钢筋锚杆)。11采区下山11150工作面设计可采长度为790m，采用下宽6 m U36可缩性支架喷浆联合支护。 1.3主要研究内容

在对铁生沟煤矿地质开采条件进行调研的基础上，针对该矿在开采过程中存在的支护问题开展以下研究：

(1)对原有支护措施及其影响进行分析与评价；

(2)针对该矿煤层松散、强度极低的特殊情况，进行注水增强试验，并提出相应的增强技术措施。

(3)系统考虑影响该矿开采支护的各种因素，对改进后的支护形式进行全面理论分析，提供支护机理等理论依据及其应该采用的支护技术综合配套措

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施。

2 支护改革前的调查分析

2.1矿压情况

根据地质报告，铁生沟井田整个地质岩层较软，围岩自身的稳定性较差。在巷道的掘进过程中，岩层蠕动挤压情况严重。巷道掘出后，矿压显现十分明显，巷道很难稳定。又因在煤层顶部37米和74米处含有两层砂岩含水层，在工作面推进过程中，岩体破坏导致工作面出水，

宽由4.6米变为1.8-2.0米变形后高度由2.7米为1.4-1.8米淹没工作面10次之多。掘进过程中经常出现淋水或滴水现象，从而恶化工作面的工作环境，造成支柱钻底。巷道拱形支架在围岩压力下的变形如图2.1所示。

梯形支架的变形前后断面对比图则如图2.2、2.3所示。

工字钢梁巷道原设计断面面积为10平方米，高度为2.7米，下净宽为4.6米，扎角72°；变形后断面面积为平方米，高度为1.4-1.8米，下净宽由原4.6米变为1.8-2.0米图2.1 巷道拱形支架变形示意图 工字钢梁.3米米工字钢腿工字钢腿工字钢腿2.2米工字钢点柱行人侧.6米工字钢点柱行人侧底板　　　　底板　　　　底板　　　　米；方木原14141工作面上下巷支护断面图　　　图2.2原14141工作面上下巷支护断面图 图2.3 原14141工作面上下巷变形后的断面图

原14141工作面上下巷支护变形后的断面图　　　　　 12

2.2支护改革前巷道情况

由于铁生沟煤矿的地质特点，围岩自身稳定性较差，巷道支架承受很大的压力，巷道支护十分困难。巷道破坏极为严重，一般七天左右巷道就会出现严重破坏。每隔三五天就需要维修。8m2左右的巷道断面变为2m2左右，最严重的地方不足1m2 ，从而形成爬行巷道，影响行人、运输、通风和正常的安全生产(见图2.4、2.5)。

图2.4 巷道变形实例照片

图2.5 巷道维修前后实例照片 13 2.3 巷道片帮、冒顶原因

义煤集团公司铁生煤矿所采煤层为二1煤，属“三软”煤层。该煤层属裂隙、孔隙发育煤层，但过渡孔占优，渗透较难，属难注水煤层，该煤层原生裂隙发育中等，但一旦应力状态改变，次生裂隙极度发育，煤体呈松软易碎的特点，属难湿润煤层，随着巷道的开掘，极易引起片帮、冒顶事故。

引起巷道片帮、冒顶原因较多，根据我国煤矿发生的各种巷道冒顶、片帮事故分析，其原因主要由自然地质因素、工程质量因素、采掘工程影响以及未严格执行顶板安全管理制度，其中自然地质因素及采掘工程因素在铁生沟矿“三软”煤层巷道掘进中引起片帮和冒顶因素中占主导地位，由于三软煤层煤体强度低，在巷道掘进时，围岩内产生应力重新分布，巷道周围形成切向应力集中现象，最大切向应力发生在巷道周边，在此集中应力作用下，极易发生片帮和冒顶现象。

巷道周围的煤体在巷道刚刚掘出之后，在地应力的轻微扰动下，煤体就发生松软现象。犹如散沙一般，再加上铁生沟煤矿的煤属于光煤，媒体颗粒之间的摩擦系数很小，根本没有自身稳定能力，煤壁一旦有自由面出现，马上就会出现坍塌，向下流动的现象。 2.4 支护改革的重要性

“三软”不稳定煤层，松软围岩条件下的巷道支护，一直是困绕铁生矿支护的难题。先后历经多次改革试验虽然取得了一定的效果，但仍然都没能从根本上有效解决巷道的支护问题，难以满足生产需要。 2.5 巷道支护历程

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由于回采巷道变形很大，严重影响了正常生产，故铁生沟矿对巷道支护进行了一系列的探索和改革。

铁生沟煤矿巷道支护历程一览表

支护改革前

2m×2m 11#工字钢梯形支护(净断面4m2) 2.6m×2.5m 12#工字钢梯形支护(净断面6.8m2) U29(下宽3.7m)U型钢支护(净断面8.2m2) U29(下宽4.6m)U型钢支护(净断面10.1m2)

支护改革后

U36(下宽5.0m)U型钢支护(净断面10.8m2) U36(下宽5.2m)U型钢支护(净断面11.6m2) U36(下宽6.0m)U型钢支护(净断面16m2) U36(下宽6.9m)U型钢支护(净断面19m2)

3 注水及其强度试验研究

3.1 试验目的

通过对不同类型和含水量的煤样进行常规三轴剪切试验及快剪试验，测试不同试验剪切过程应力随应变变化的关系曲线，依据破坏应变标准确定煤样在不同固结压力下的最大剪切强度。通过绘制破坏条件下应力摩尔圆的包线，即可得出抗剪强度指标粘聚力c及内摩擦角φ。同时，还可以分析剪切过程煤样的变形特性参数，为数值计算及结果分析提供依据。 3.2 试验方法

由于铁生沟煤矿的煤体松散，取芯困难，不可能做常规的压力试验，所以

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本次试验采取常规三轴剪切及快剪试验。这种试验方式应该说更能接近实际，因为煤体的力学特征近似于土体，其抗剪强度和摩擦角是煤体的两个最重要的力学指标，也是数值模拟必须的指标。为了较为准确的得到铁生沟煤矿煤体的力学性能，采取三轴剪切试验。

三轴剪切试验是试样在某一固定周围压力下，逐渐增大轴向压力，直至试

样破坏的一种抗剪强度试验，是以摩尔-库仑强度理论为依据而设计的三轴向加压的剪力试验。

三轴剪切试验是测定土体抗剪强度的一种比较完善的室内试验方法，通常采用3~4个圆柱形试样，分别在不同的周围压力下测得土的抗剪强度，再利用摩尔-库仑破坏准则确定土的抗剪强度参数。

三轴剪切试验可以严格控制排水条件，可以测量土体内的孔隙水压力，另外，试样中的应力状态也比较明确，试样破坏时的破裂面是在最薄弱处，而不像直剪试验那样限定在上下盒之间，所以三轴试验更能符合实际。 3.3 常规三轴剪切试验

试验所用仪器为南京土壤仪器厂生产的全自动应变控制式三轴剪力仪。施

１— 调压筒；２—周围压力表；３—周围压力阀；４—排水阀；５—体变管；子６—排水管；７—变形量表； ８—量力环；９—排气孔；10—轴向加压设备；11—压力室；12—量管阀；13—零位指示器；14—孔隙压力表； 15—量管；16—孔隙压力阀；17—离合器；18—手轮；19—马达； 20—变速箱

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图3.1应变控制式三轴剪切仪 加的固结围压σ3为0.1MPa、0.3 MPa、0.5 MPa、0.7 MPa，煤样分为原状煤样、加水煤样、加水晒干煤样三种。将不同煤样进行不固结不排水剪切试验(UU试验)，剪切过程中采用剪切速率控制，其值为10mm/min，试验结果控制采用应变(试样剪切应变达到15%)控制。再根据各围压下不同煤样的不固结不排水试验结果，绘出煤样的抗剪强度曲线，并求出其三轴剪切抗剪强度指标粘聚力c及内摩擦角φ。

三轴仪依据施加轴向荷载方式的不同，可以分为应变控制式和应力控制式两种，目前室内三轴试验基本上采用的是应变控制式三轴仪。

应变控制式三轴仪由以下几个组成部分(图3.1)： 3.4 试验结果

图3.2至图3.15为不同煤样在不同固结围压排水条件下的三轴剪切应力应变曲线，固结围压在100~700kPa范围内，随着固结围压增大，应力应变曲线一般呈弱软化或弱硬化到强硬化的变化。在固结围压为100~300kPa条件下，各个含水量的煤样均有较弱的软化现象外，其它煤样均呈硬化，随着轴向应变的增加煤体的强度也在缓慢增大；在500kPa以上的大固结围压下，煤体均表现出较强的硬化现象。依据应力应变曲线在15%应变条件下确定破坏抗剪强度，确定得到了不同煤样破坏时的应力莫尔圆及其强度包线。从试验结果可以看出，煤样的物性指标和强度指标基本一致。它们的孔隙比在1.00~1.32之间，塑性指数在9.7~13.5之间，内摩擦角在20°~31°之间，粘聚力在15.0kPa~70.0kPa之间。

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σ1-σ3(100kPa)4504003503002502001501005000246810ε1(%)1214

含水量w=25%图3.2 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(湿煤，围压100KPa) 600σ1-σ3(100kPa)500400300200100ε1(%)0含水量w=25% 图3.3 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(湿煤，围压300KPa)

02468101214 18

900800700σ1-σ3(100kPa)6005004003002001000051015ε1(%)含水量w=25%图3.4 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(湿煤，围压500KPa) 65 τ (100kPa)4321002y = 0.375x + 0.7468σ (100kPa)101214 图3.5 抗剪强度曲线(总应力法，含水量25%，c=0.7，φ=20.56°) 250200σ1-σ3(100kPa)15010050ε1(%)005101520含水量6.5% 图3.6 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(围压100KPa)

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500450400350300250200150100500051015ε1(%)含水量6.5%σ1-σ3(100kPa)

图3.7 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(围压200KPa) 800700σ1-σ3(100kPa)60050040030020010000246810121416ε1(%)含水量6.5% 图3.8 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(围压300KPa)

12001000σ1-σ3(100kPa)800600400200005101520ε1(%)25含水量6.5%

图3.9 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(天然煤样，围压500KPa)

20

65τ (100kPa)y = 0.5885x + 0.154321002468σ (100kPa)10121416

图3.10 抗剪强度曲线(总应力法，含水量6.5%，c=0.15，φ=30.57°)

400σ1-σ3(100kPa)350300250200150100500ε1(%)0246810121416含水量w=1.5%

图3.11 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(加水后晒干煤样，围压100KPa) 800700σ1-σ3(100kPa)6005004003002001000024681012ε1(%)1416含水量1.5% 图3.12 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(加水后晒干煤样，围压300KPa)

21

12001000σ1-σ3(100kPa)800600400200含水量1.5%ε1(%)0

图3.13 铁生沟煤矿煤样应力应变曲线(加水后晒干煤样，围压500KPa) 051015202565τ (100kPa)y = 0.5692x + 0.4432100246810121416σ (100kPa)1-1 抗剪强度曲线(总应力法） 图3.14 抗剪强度曲线(总应力法，含水量1.5%，c=0.4，φ=29.65°) 765含水量25%含水量1.5%含水量6.5%τ (kPa)432100246σ (kPa)81012

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图3.15 不同含水量煤体的强度包线

3.5 三轴试验结果分析

本次试验对煤样加入不同的含水量，当含水量在10~25之间时，其应力

应变曲线和有关参量差别不太明显。在含水量在10%一下，其强度才有比较明显的变化，这里仅列出25%、6.5%和1.5%三个不同的且比较有代表性的含水等级。

(1) 三个试验等级表明，当煤样的含水量在25%时，煤样的初始粘结力c为0.7，当含水量减少为6.5%和1.5%，粘结力c分别为0.15和c=0.4。这也证实了事先的判断，铁生沟煤矿煤体注水后其煤体的粘结能力增大，有利于煤体在开挖初期的稳定性；

(2) 但当含水量较大时，煤体的内摩擦角φ会减小，含水量为25%时，内摩擦角φ仅为20.56°，含水量小于10%时，内摩擦角差别不太明显。含水量为6.5%和1.5%对应的内摩擦角φ分别为30.57° 、29.65°。

(3)煤体注水后不管是含水量处于什么水平，煤体的强度要明显优于原始状态的强度指标。并且煤体均表现出较强的硬化现象。依据应力应变曲线在15%应变条件下确定破坏抗剪强度。

(3)当煤体的含水量在1.5%时，其应力应变曲线在强化阶段后期，曲线明显出现下移的情况，说明当含水量过小时，一旦煤体出现错动现象，煤体的强度变会突然变小，失去煤体的自稳能力，使巷道的压力增大。所以保持煤体中适当的含水量对巷道稳定是有一定的积极作用的。

(4)尽管煤体注水可以在一定程度上增加煤体的粘结力，但最终强度并没有大幅度的提高，注水的作用有两方面的作用，首先是在巷道开挖时，煤体在

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较大的粘结力情况下，能够一定程度上维持短时间的自稳，便于施工；其次是一定的含水量可以使煤体有较好的塑性，煤体在变形过程中提供较高的力学性能，不至于出现脆性破坏。

(5)在今后的施工过程中，煤体注水后，建议将注水含水量控制在15%以内，巷道在使用过程中巷道周围的煤体要适当保持一定的湿度，以防失水过度煤体在外荷载作用下出现失稳现象。

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到采空区卸压带。此过程中，巷道支架所受矿压也逐渐减小，巷道支护效果得到逐渐改善。

图4.1 工作面上下巷道布臵示意图

表4.1 保护煤柱描述表

大煤柱 小煤柱 无煤柱 采空区卸压带

保护煤柱一般为20m左右，矿压较大，巷道支架受力也较大。巷道难以稳定。

保护煤柱一般为5m左右，矿压相对较小，巷道稳定性提高。 不留保护煤柱，巷道直接和采空区毗邻。矿压较小。巷道稳定性较大提高。

巷道直接放在采空区，此时采空区围岩已经卸压，故对巷道压力较小，巷道支架变形较小。

以前采用 现采用

根据实践，合理选择巷道布臵位臵可以有效避开矿压高峰区域，使得支护效果得到较大改善。

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4.2.2 合理设计与施工

根据铁生矿地质特点，支架顶部压力大，两帮变形也主要是由于顶部压力造成的。铁生矿根据实际情况对巷道支护进行了合理有效的改进。

(1) 支护形式的改进

表4.2 巷道支护材料及断面

U型钢支护 工字钢支护

1)支护由原来的U29变为U36 1)对子棚支护 2)架设工字钢点柱

3)支架先呈现出可缩性(让压)，后呈刚性支2)2-4排抬棚加强支护 架(抗变形)

4)断面设计为马蹄形断面

(2)喷射混凝土

在掘进巷道过程中，支架支护好之后，对四周围岩进行喷射混凝土，这主要有三个明显的作用：(1)将支架有机的联系在一起，加大了支护层的整体强度，减少巷道的变形；(2)防治巷道的周围煤体的风化，防治煤体进一步自身的稳定性的减小；(3)由于混凝土的整体性较好，即使有破碎的煤体，也不会出现向外涌煤的严重现象。。

(3)减小对围岩的扰动

在巷道施工过程中，一定要尽量保证周围煤体的完整性，使煤体尽量处于原始状态。巷道周边用风镐或手镐刷大断面，以减小爆破对围岩(煤)震动，提高对围岩的保护。巷道开掘后及时喷射混凝土，减小煤体的风化。

(4)注水固化

经过实践和试验表明，铁生矿的煤体经过注水后，随着煤体中的水分减小，

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4.2 巷道施工断面图 煤体强度会逐渐增加。故我们在掘进巷道过程中采用深孔和浅孔注水。这有利于提高煤体自身的支护能力，减小煤体围岩对支架的压力。

由于铁生矿煤体注水后强度有明显变化，同时与河南理工大学合作进行渗透性试验确定注水压力和注水扩散半径。通过反复注水试验，确定注水压力为6～15Mpa；注水时直到临近注水孔煤体表面出水为止，表明已达到注水效果，

4.3 工作面注水钻孔示意图 此时水的扩散半径为1.5m左右，单孔注水量为4m3左右。

注水设施一览表

种类 深孔注水 松帮卸压

钻杆 直径

ZQS-65/2.5 ∮69螺

旋钻杆 ZQST-50/1.6 ∮42螺

旋钻杆 钻机型号

钻头 直径 ∮69螺旋钻头 ∮105三翼钻头

钻深 10-13米 1-3米

钻机工注水器作风压 直径 0.5 ∮72 MPa 0.5 MPa

钻机产地 辽宁.大石桥市防爆器厂 山西.石家庄中煤装备制造有限公司 山西.石家庄中煤装备制造有限公司 浅孔注水

ZQS-35/2.0

∮42麻花钻杆 ∮42两翼钻头

3-5米

0.5 MPa

∮37

(5)松帮卸压

a)自然开帮式松帮卸压

巷道掘进过程中，支架顶部喷射混凝土，两帮预留一定的高度不喷射混凝土，只挂网，以此作为压力释放空间。侧部煤体在围岩压力作用下，自然从网格间均匀挤出，以达到卸压的目的。此卸压方法适用于松散但不呈流状的煤体。

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b)人工刷帮式松帮卸压

对于巷道压力显现比较明显，支架变形开始加大时，对于煤体不能自然挤出的情况，可采用人工刷帮。煤体在支架两帮处卸压后从挂网网格间均匀突出。但由于煤体较为坚硬，卸压后不能自然挤出而形成突而不掉的情况，此时需要人工刷下突出的煤体以达到卸压目的。此卸压方法适用于稍微坚硬、压力大的煤体。

c)钻孔式松帮卸压

对于不自然挤出和不能均匀突出的更为坚硬的煤体，可采用人工钻孔以达到卸压目的。此时需要人工在支架两帮打钻孔以松动坚硬煤体并人工营造卸压空间的方式进行卸压。钻孔深度一般在1米左右，间距取5cm左右，孔的多少视情况而定。此卸压方法适用于更为坚硬的煤体。

d)充填式松帮卸压

为了进一步减小矿压对支架的影响，铁生矿还采用了充填材料卸压措施。一般是采用具有缓冲作用的材料将支架与岩壁之间的孔隙填充，以使得围压逐渐释放从而达到缓冲和卸压目的。

e)下压式松帮卸压

当开掘较厚煤层并留有底煤时，逐层下压支架，以达到卸压目的。 f)天窗式松顶卸压

当顶压较大时，为了减少支架变形量，保证支架均匀承压，在支架顶部预留0.4米左右空间不喷射混凝土，采用人工或打钻的方式进行松顶卸压。 4.3 支护改革成果

通过大量的理论研究与工程实践证明该综合支护方法适合铁生矿地质条

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件，具有以下特点。

(1)“锚网+36U拱形支架+喷浆+壁后注水”复合支护

a)在掘进工作面采用风镐或手镐破煤岩尽量减少对围岩的破坏； b)在∪36支架腿适当位臵焊限位块，适当限制支架的可缩量，提高其支护强度；

c)打∪29合抱点杆滞后正头距离不大于15米，即有1~2天的让压空间，又能使支架均衡受力；

d)喷浆滞后正头不得大于5米进行有效封闭，封闭岩体减少风化； e)及时进行松帮卸压释放压力和滞后正头10~15米对煤体实施深浅孔(5-10米)注水固结煤体；

f)下部两帮预留1.0m空帮自然卸压，进行均衡支护。 (2)采煤工作面上下巷受动压影响段超前替棚结合松帮卸压工艺

a)下压式松帮卸压：原有支护巷道在压力显现、巷道出现变形时，对其巷道超前30~35米进行扩修替棚，新支护采取下压措施，顶部煤袋充填，在巷道压力显现时减少其受压情况。

b)喷顶式松帮卸压：替棚或扩修后对巷道的顶部进行喷浆处理，喷浆厚度80mm，对巷道的两帮及梁端头部分进行风煤钻打孔配合注水松帮卸压。使支架形成统一整体，由单一受力变为整体受力，从而大大提高了超前支护段的支护强度。

c)打眼式松帮卸压：用风煤钻对巷道的顶、帮进行打孔，增加巷道顶帮煤层的内部空隙，从而减缓巷道的变形。压力显现较明显地段进行多轮打孔卸压。

d)煤岩层注水固化煤岩体：合适地点打孔进行煤壁深浅孔注水，固化煤体

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增加煤壁承压能力。

e)柔(弹)性材料充填式松帮卸压：替棚或扩修时，新架设的工字钢支护顶部及两帮使用柔(弹)性材料装袋充填，在巷道压力显现时减少工字钢支护的受压情况，从而减缓巷道的变形。

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5 工程实施方案

5.1支护改革实施方案

铁生沟煤矿采用的支护形式为梯形工字钢和U36拱型支架支护两种形式，梯形工字钢对子棚距中—中600mm，梁×腿=3300×2800mm，扎角72°，顶帮均用塑料网、单层荆芭、每棚50根背木。U36拱型支架棚距中—中500mm，顶部用菱形金属网背设，帮用塑料网背设。由于铁生沟煤矿煤层为典型的三软煤层，煤壁易风化，造成顶、帮漏煤，导致风化延伸至煤体内部2m以上，造成支架变形，影响通风、行人及运输安全。为改善铁生沟煤矿支护现状，决定采取以下支护方案：

5.1.1梯形工字钢支护(采煤工作面超前支护段)

(1)新掘巷道支架规格：梁×腿=3.3×2.8米，采用对棚支护，棚距(中—中)600mm；

(2)顶、帮均采用塑料网、背木背设，网间搭接0.1米，每0.1m用联网绳联一处，背木间距0.5米，每棚6根撑木，两侧梁口处各一根，柱腿底部各2根，撑木规格50×50×400mm方木；

(3)柱腿下部留600mm不背网，便于实施煤壁松帮卸压；

(4)棚腿扎角72°，梁腿接合严密，支架下净宽4.7m，增加支架抗侧压强度；

(5)工字钢棚下打设2路门式抬棚加强支护。

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26002.6米工字钢梁6608008003402.6米π型梁工字钢梁260025002500钢腿工字2500行 人 侧2.5米工字钢腿70070040TX溜子道°72单体柱1.2米方木200200超前抬棚打设剖面图　　　　　（三架）方木26002.6米工字钢梁5609008003402.6米π型梁工字钢梁260025002500钢腿工字2500行 人 侧2.5米工字钢腿80070040T溜子道°72单体柱1.2米方木200200超前抬棚打设剖面图　　　　　（三架）方木说明:根据现场溜子铺设情况,行 人侧可适当调整,范围在 700-900mm之间,但溜子道 宽度不变 图5.1 梯形工字钢支护断面 5.1.2 U36拱型支护

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(1)支架规格：下净宽6000mm，净高3500mm，柱腿底盘由200mm×200mm×10mm改为300×300×10mm,棚距中—中500mm；梁腿搭接500mm,并在柱腿顶部以下700mm处加设限位块，对支架的可缩量进行适当控制，提高U36拱型支架的支护强度；支架上卡缆时必须用风动扳手上紧，并用加长扳手紧固，放炮后再次进行紧固直至不能再紧固为止，定期使用扭矩扳手监测螺丝紧固情况；

U36拱形支架断面图单位：mm电缆风筒风水管路2760点200018001200皮　带轨 道图例:荆芭方木墩52205000500背木塑料网金属网1600柱

图5.2 U36拱形支架断面 (2)背设：

顶部采用背设10#菱形金属网(网格40×40mm)背设，搭接100mm，联网每100mm用12#铁丝连接，网规格：长×宽=4000mm×600mm，网上用背木、荆芭背设，背木均布30根；两帮采用塑料网、背木、荆芭背设，塑料网搭接100mm，每100mm用联网绳连一扣。背木背设间距400mm，两头必须过梁或

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腿，小头直径不小于30mm,长度700mm。

(3)工字钢点杆每两棚一根，点杆长2500mm，底盘为300×300mm×10mm，下垫方木墩(300×300×400㎜)；滞后正头距离不大于30米 5.1.3 松帮卸压

5.1.3.1松帮卸压基本要求

(1) 工字钢梯形棚掘进巷道在掘进过程中及时安排人员进行松帮卸压工作，松帮卸压采用风煤钻打卸压孔的方法进行，卸压孔深度1米，每棚两帮各打20个卸压孔，卸压孔均匀布设。

(2) U36拱形支架掘进巷道在掘进过程中发现巷道压力显现时，及时安排人员进行送帮卸压工作，松帮卸压采用风煤钻打卸压孔的方法进行，卸压孔深度1米，每棚两帮各打20个卸压孔，卸压孔均匀布设。。

(3) 采煤工作面超前替棚巷道在替棚过程中发现巷道压力显现时，及时安排人员进行松帮卸压工作，松帮卸压采用风煤钻打卸压孔的方法进行，卸压孔深度1米，每棚两帮各打20个卸压孔，卸压孔均匀布设。

松帮卸压钻孔布置断面图图松帮卸压钻孔布置平面图5.3 松帮卸压钻孔布臵平面图 图5.4 松帮卸压钻孔布臵断面图

5.1.3.2上、下巷风煤钻松帮卸压安全技术措施

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