时间:2024-07-28
姜鹏飞,蔡 海,刘跃东,郭慧军,李吉世
(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013;2.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院,北京 100013;3.大同煤矿集团有限责任公司,山西 大同 037003)
特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护技术
姜鹏飞1,2,蔡 海3,刘跃东1,2,郭慧军3,李吉世3
(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013;2.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院,北京 100013;3.大同煤矿集团有限责任公司,山西 大同 037003)
以大同马道头煤矿20m特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护为背景,井下超前探测了密集断层群及富水区域分布特征,现场实测得出巷道顶板煤岩体强度和结构分布规律,数值模拟研究了全煤巷道锚杆支护预应力扩散特征;提出了特厚煤层大断面煤巷过密集断层群巷道动态支护设计,即提高锚杆的锚固力和支护密度,在保证锚固力的前提下适当增加预紧力,且根据顶煤厚度变化确定锚索长度,提高对巷道围岩的控制效果。现场应用后,巷道稳定后顶底板移近75mm,两帮移近102mm,未发生顶板垮落、突水等事故,保证了巷道安全。
特厚煤层;大断面煤巷;密集断层群;预紧力
山西大同矿区是我国典型的特厚煤层开采矿区,其下属塔山、同忻、麻家梁、马道头等多个千万吨矿井煤层厚度均大于8m,属于特厚煤层开采,尤其是马道头煤矿,其煤层平均厚度超过20m,最厚达到26m,采用大采高综放开采。为满足特厚煤层大采高综放开采设备运输和工作面通风的需求,巷道断面普遍较大,一般都在5.5m以上。巷道通常沿煤层底板掘进,巷道顶部、两帮均为煤体。与岩层相比,煤层强度较低,进而导致巷道掘进扰动和大采高综放开采强烈采动影响后,巷道围岩发生强烈的扩容变形[1]。同时由于煤矿井下地质条件的复杂性,在特厚煤层大断面煤巷掘进时,经常会遇到断层等地质构造,极易诱发顶板垮落,在含水岩层条件下,断层还可能导通顶板含水层,诱发突水等灾害。
对于特厚煤层全煤巷道支护技术的研究,目前已有较多研究成果。巷道掘进后引起应力重分布,水平应力重分布形成顶煤新的载荷,垂直应力重分布引起两帮应力集中[2-3]。INDRARATNA B等[4]采用模拟试验,研究了全煤巷道全长锚固锚杆与围岩的相互作用机理;康红普等[5-6]提出预应力是煤巷锚杆支护的关键参数,认为对于特厚煤层大断面煤巷,锚杆支护的本质是控制巷道围岩的不连续、不协调扩容变形,并据此提出了特厚煤层大断面煤巷高预应力锚杆一次支护技术[7];王金华[8]采用FLAC3D数值模拟软件计算分析了顶煤厚度、巷道布置位置、高宽比、地应力大小、锚杆锚索预紧力等对巷道围岩受力变形特征的影响规律;姜鹏飞[9]研究了麻家梁煤矿特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化规律,提出了多次动压影响下大断面煤巷围岩控制技术;张百胜等[10]分析了大断面煤巷层状顶板离层及变形破坏规律;张成文等[11]研究了深部高应力煤巷支护技术,提出了合理的支护形式与参数;张镇等[12]研究了煤巷锚杆-锚索支护预应力协调作用机制,得出了不同锚杆(索)预紧力组合下围岩中应力场的分布特征。
在巷道过断层理论与技术研究方面,刘泉声等[13]利用地面注浆技术对巷道穿越断层及破碎带区域的局部岩体进行注浆加固,揭示了巷道掘进和服务期间围岩稳定性变化规律[14];孟召平等[15]通过对正断层周围煤岩体裂隙观测及物理力学性质测试,结合数值模拟,揭示了正断层对煤物理力学性质和矿压规律的影响;孟庆彬等[16]揭示了巷道掘进前方地层中的断层与含水特性,确立了巷道过断层的合理位置,提出了采用地面与工作面预注浆等技术提高巷道过断层区域围岩的完整性与强度,保证了巷道掘进过程中围岩的基本稳定与施工安全;王涛等[17]开展了过断层工作面开采物理模型试验,得出了采动条件下断层附近应力演化规律和断层滑移瞬态过程中的应力动态响应规律;李智鹏[18]针对大同四老沟煤矿巷道掘进过密集断层群,提出了6m 范围内采取打设钢针、掘进迎头5m 范围注浆加固的技术,结合架设工字钢棚的复合支护技术。
综上,对全煤巷道锚杆支护和巷道过断层技术研究方面取得了一定的研究成果,本文将在上述成果基础上,针对大同马道头煤矿20m特厚煤层过密集断层群开展研究,在超前探测、顶板岩层强度与结构测试基础上,特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护技术,并进行井下试验与效果分析。
马道头煤矿年产量12Mt,主采4号煤层,煤层平均厚度超过20m,埋深约300m,开采方式为大采高综放开采。马道头煤矿8404工作面为北四盘区首采工作面,2404胶带巷宽度5.5m,高度3.6m。采用水压致裂法井下实测了2404巷道围岩地应力分布情况,最大水平主应力7.33MPa,最小水平主应力3.79MPa,垂直应力6.90MPa,应力场类型为σH>σV>σh型应力场,构造应力占优势,最大水平主应力方向为N67.5°E。总体来看,巷道围岩地应力属于低应力水平,但由于煤层强度较低,且受断层影响后稳定性更差,且受断层可能导通上覆含水层,巷道围岩控制难度较大。
图1 巷道掘进头前方密集断层群
图2 巷道掘进头地质构造探测结果
采用YCS256矿用瞬变电磁仪对2404运输巷进行超前探测,探测位置为掘进工作面前方40m处,布置测线3条,每条测线13个物理点,总计39个物理点。通过在掘进头移动发射接收线圈,形成3条超前探测实测剖面,经过分析处理,最后形成3幅超前探测的视电阻率扇面图,超前水文条件探测示意如图3所示。
图3 超前水文条件探测示意
2404巷前40m超前探测资料解释如图4所示。巷道前方密集断层带附近煤岩体,对比分析顶板45°、顺层和底板45° 3条剖面探测方向视电阻率拟断面图,可以看出3条测线剖面右侧帮0~60°,横向40m外范围均呈现相对低阻反映,为疑似富水异常区,分析为巷道围岩受此陷落柱或DF16H=0~10m ∠65~70°断层影响,裂隙发育,富水性较强,前方密集断层群可能连通奥陶系灰岩含水层,具一定突水威胁。左帮出现类似对称右帮的低阻区,但范围明显小于右帮,可能受瞬变电磁全空间体积效应影响,判断为假异常。另顶板测线剖面左侧帮70~90°角测线方向之间,纵向40m 外范围,视电阻率值相对较低,为疑似富水异常区。分析为巷道前方构造裂隙发育,富水较强。
为研究断层带附近顶板煤岩层条件,紧跟2404运输巷掘进迎头进行了顶煤顶板结构钻孔窥视,窥视结果如图5所示,现场测试发现该位置钻孔中含水,裂隙及破碎带位置为:0~0.8,1.2~1.5,1.8,3.4~3.6,3.8,4,4.6,9.5m位置,且3m以下的破碎带和离层较为明显。为此在断层影响范围,适当增加锚杆的长度和锚固剂的数量,在保证锚固力的前提下适当增加预紧力,抑制巷道围岩的进一步离层与扩容破坏,提高煤巷过密集断层群时巷道围岩的稳定性。
图5 663m处(掘进迎头后方19m)钻孔窥视结果
2404巷顶煤顶板强度测试结果(图6)表明,2404巷682m处(掘进迎头)顶煤强度主要分布在10~22MPa之间,平均单轴抗压强度15MPa左右,顶板强度相对较高,在40~70MPa之间。
图6 巷道迎头顶煤顶板强度曲线
通过对顶板岩层结构测试结果,得出2404巷受断层群、上部含水层及煤层角度变化影响,顶板含水、钻孔浅部煤层裂隙和破碎带相对较多。从顶煤顶板强度测试来看,顶煤平均单轴抗压强度15MPa左右,顶板岩体强度40~70MPa之间。根据顶煤顶板情况,提出巷道前方过密集断层群时,适当提高锚杆的锚固力和支护密度,并在保证锚固力的前提下适当增加预紧力;锚索长度根据顶煤厚度变化来确定,每20m进行顶煤顶板情况评估,进而确定是否变化锚索长度,提高对巷道围岩的控制效果。
预应力是锚杆支护的关键参数,对于过密集断层群时,锚杆的预紧力的施加更为重要。考虑巷道围岩中的原岩应力与采动应力比锚杆与锚索在围岩中形成的支护应力大很多,数值模拟中锚杆锚索所形成的支护应力场将被原岩应力和采动应力完全覆盖。为此不考虑原岩应力,即在零原岩应力场条件下,模拟分析不同预紧力下锚杆预应力扩散规律。模拟顶板布置7根锚杆、帮上布置5根锚杆,顶板锚杆直径22mm,长度2.4m;巷帮锚杆直径20mm,长度2m。预紧力矩分别为100,200,350,400N·m时预应力场分布,模拟中将预紧力矩转化为预紧力,分别对应20,40,70,80kN。不同锚杆预紧扭矩及不同锚杆(索)排距下围岩中的支护应力分布,计算结果如图7~图10所示。
图7 锚杆预紧力矩为100N·m时预应力场分布
图8 锚杆预紧力矩为200N·m时预应力场分布
图9 锚杆预紧力矩为350N·m时预应力场分布
图10 锚杆预紧力矩为400N·m时预应力场分布
预应力为100N·m时,顶板和两帮锚杆预应力都未能扩散到锚杆整个长度范围,巷帮锚杆仅在锚杆锚固段附近和锚杆尾部0.5m范围内预应力扩散较为良好,且岩体内部压应力值较低。当预紧力矩为200N·m时,巷道围岩最大压应力为0.094MPa,锚杆在围岩中形成的预应力偏低,锚杆尾部0.6m范围预应力扩散效果较好,其他锚固范围预应力仍较小。当预紧力矩为350N·m时,巷道围岩最大压应力为0.187MPa,锚杆预应力扩散到整个锚杆锚固范围。当锚杆预紧力矩增大到400N·m时,巷道围岩最大压应力为0.234MPa,压应力扩散效果较好。因此,在锚杆可锚的前提下,预应力应尽量大一些,从而减少巷道围岩受强烈偏应力的作用,减少围岩的初期破坏。考虑到马道头煤矿2404巷过断层群时,煤岩体节理裂隙发育,为更好地抑制裂隙扩展,应适当提高锚杆的预紧力,确定锚杆预紧力为70kN,预紧扭矩应尽量达到350N·m。
式(4)和式(5)中:IL表示为电感电流状态量;VC为电容两端电压状态量;Vg为输入电压状态量;Vo为输出电压状态量。
图11~12为零原岩应力场下,锚杆排距为800mm时,锚杆锚索在巷道顶板和侧帮形成的预应力场分布。顶板锚杆长度2.4m,直径22mm,巷帮锚杆长度2m,直径20mm,锚杆预紧力矩350N·m,锚索直径21.8mm,长度10.3m。当锚杆排距为800m时,锚杆与锚索在围岩中形成的预应力场最大值为0.22MPa,锚杆锚索预应力能很好叠加,有利于预应力在2404巷过断层带对裂隙扩展抑制。
图11 锚杆排距为800mm时锚杆锚索在巷道顶板中形成的预应力场分布
图12 锚杆排距为800mm时锚杆锚索在巷帮形成的预应力场分布
巷道顶煤顶板采用杆体为直径22mm左旋无纵筋螺纹钢筋,牌号为335,长度2400mm。采用2支树脂锚固剂加长锚固,规格为MSK2360,设计锚固力为150kN。采用高强度拱型托板,钢材屈服强度不低于235MPa,规格为150mm×150mm×10mm,高度不低于36mm,厚度不小于10mm。采用W钢护板,厚度不小于4mm,宽度280mm,长度450mm。采用双层菱形金属网护顶,网孔规格50mm×50mm,网片规格为5900mm×1000mm。锚杆排距800mm,每排7根锚杆,锚杆间距800mm。锚杆预紧扭矩不低于350N·m。锚杆全部垂直岩面打设,考虑到施工需要,允许10°误差。
巷帮锚杆杆体为直径20mm左旋无纵筋螺纹钢筋,锚杆长度2000mm,每帮布置5根锚杆,锚杆间排距为700mm× 800mm,采用1支MSZ2360树脂锚固剂,设计锚固力为150kN。采用W钢护板,厚度不小于4mm,宽度280mm,长度450mm。配套高强度拱形托板。巷帮采用单层菱形金属网护帮,网片规格与顶板网片相同,巷帮锚杆预紧扭矩不低于350N·m,锚杆打设方式与顶板相同,全部垂直岩面打设。
为防止巷道顶板两角处变形,在该处设置锚索梁,锚索材料为直径17.8mm,17股高强度低松弛预应力钢绞线,长度4500mm,配套11号工字钢,长度为1000mm,配套150mm×150mm×10mm托板。
为防止巷道掘进期间超前段发生顶煤冒落,采用注浆锚杆进行了超前支护,在掘进迎头布置6根注浆锚杆,与水平方向夹角呈10°,注浆锚杆长6m,采用注浆全长锚固方式。
巷道断面布置如图13所示。
图13 2404巷过构造支护补强设计
在前述支护方案基础上,针对大断面煤巷过密集断层群,为减少顶煤冒落、避免断层导通顶板含水层诱发突水灾害,提出了以下特殊技术措施:
(1)由于过构造带顶煤顶板极其破碎,锚杆应短掘短支,及时支护,最大空顶距不得超过1m;遇部分漏顶位置,巷道一掘出应立即支护。
(2)为尽量阻止裂隙的扩展与贯通,锚杆锚索的预紧力有所提高。锚杆预紧力施加时采用扭矩倍增器拧紧螺母,提高锚杆的预紧力矩,螺母与球形垫之间要加尼龙垫圈,以减小摩擦提高预紧力。预紧力矩不低于350N·m。锚索应进行超张拉,张拉至250kN,预紧力损失后应达到200kN。
(3)做好探放水设计并施工超前探测钻孔,掘进过程中密切注意顶底板出水情况,加强排水。
(4)由于地质构造带煤岩体较为破碎,且顶板含水,因此需要进行井下锚杆锚固力拉拔试验和预紧力检测,每掘进20m,对锚杆锚固力及预紧力进行抽检。锚固力抽检比例5%,预紧力抽检比例20%。抽检指标为:锚杆锚固力不得低于150kN;锚杆预紧力矩不得低于350N·m。如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对锚固参数进行调整和修改,并在其周围补打锚杆或锚索。
(5)过构造带期间,每隔20m根据锚索钻孔情况,分析顶煤厚度变化,并根据情况确定是否需要调整锚索长度及调整量。
(6)锚索张拉时,发现不合格锚索,必须在其附近补打合格锚索。锚索安装2d后,如发现预紧力下降,必须及时补拉。
(7)试验过程中,每隔50m在顶板安装1个离层指示仪,观测围岩移动情况,根据顶板离层情况,确定是否采用注浆或架棚加强支护。
上述技术方法在2404运输巷过密集断层群应用后,对巷道变形情况进行了现场监测,巷道稳定后顶底板移近75mm,两帮移近102mm,巷道未发生顶板垮落、突水等事故,保证了巷道安全。
(1) 现场实测得出特厚煤层全煤巷道前方密集断层群分布特征,超前探测揭示了密集断层群诱发顶板含水层导水形成的富水异常区分布特征,得出了巷道横向、纵向40m外范围为疑似富水异常区。
(2)顶板结构测试得出了2404巷受断层群、上部含水层及煤层角度变化的影响,浅部煤层裂隙和破碎带相对较多;顶煤顶板强度测试得出顶煤平均单轴抗压强度15MPa左右,顶板岩体强度40~70MPa之间。
(3)提出特厚煤层大断面煤巷过密集断层群巷道动态支护设计,即提高锚杆的锚固力和支护密度,在保证锚固力的前提下适当增加预紧力,且根据顶煤厚度变化确定锚索长度,提高对巷道围岩的控制效果。
(4)特厚煤层大断面煤巷过密集断层群巷道支护技术在2404运输巷应用后,巷道稳定后顶底板移近75mm,两帮移近102mm,未发生顶板垮落、突水等事故,保证了巷道安全。
[1]康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.
[2]DIEDERICHS M S,KAISER P K.Stability of large excavations in laminated hard rock masses:the vous-soir analogue revisited[J].Int J of Rock Mech and Min Sci,1999,36(1):97-117.
[3]贾安立,黄 旭.高应力厚煤层全煤巷道锚杆支护研究[J].煤炭科学技术,2005,33(7):45-48.
[4]INDRARATNA B,KAISER P K.Analytical model for the design of grouted rock bolt[J].Int J Numer Anal Meth Geomech,1990(2):27-51.
[5]康红普,姜铁明,高富强.预应力锚杆支护参数的设计[J].煤炭学报,2008,33(7):721-726.
[6]康红普,王金华,林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,32(12):1233-1238.
[7]康红普.我国煤矿巷道锚杆支护技术发展60年及展望[J].中国矿业大学学报,2016,45(6):1071-1081.
[8]王金华.全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析[J].煤炭学报,2012,37(1),1-7.
[9]姜鹏飞,代生福,刘锦荣,等.深部特厚煤层强采动巷道围岩综合应力场演化及支护对策[J].煤矿开采,2015,20(6):60-66.
[10]张百胜,康立勋,杨双锁.大断面全煤巷道层状顶板离层变形模拟研究[J].采矿与安全工程学报,2006,23(3):264-267.
[11]张成文,杨万斌.深部高应力全煤巷道支护技术[J].煤矿开采,2010,15(4):63-64.
[12]张 镇,康红普,王金华.煤巷锚杆-锚索支护的预应力协调作用分析,煤炭学报,2010,35(6):881-886.
[13]刘泉声,卢超波,卢海峰,等.断层破碎带深部区域地表预注浆加固应用与分析[J].岩石力学与工程学报,2013,32(S2):3688-3695.
[14]刘泉声,张 伟,卢兴利,等.断层破碎带大断面巷道的安全监控与稳定性分析[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):1954-1962.
[15]孟召平,彭苏萍,黎 洪.正断层附近煤的物理力学性质变化及其对矿压分布的影响[J].煤炭学报,2001,26(6):561-566.
[16]孟庆彬,韩立军,齐 彪,等.复杂地质条件下巷道过断层关键技术研究及应用[J].采矿与安全工程学报,2017,34(2):199-207.
[17]王 涛,王召华,姜耀东,等.开采扰动下断层滑移过程围岩应力分布及演化规律的试验研究[J].中国矿业大学学报,2014,43(4):587-592.
[18]李智鹏.掘进过密集断层群破碎围岩综合加固技术[J].山东煤炭科技,2015(7):39-40,42.
[19]周龙寿,丁立丰,郭啟良.不同压裂介质影响下绝对应力测值的试验研究[J].岩土力学,2013,34(10):2869-2876.
SupportingTechnologyofLarge-scaleCoalRoadwaywithDenseFaultGroupsinExtra-thickCoalSeam
JIANG Peng-fei1,2,CAI Hai3,LIU Yue-dong1,2,GUO Hui-jun3,LI Ji-shi3
(1.Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China; 2.Mining Institute,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China;3.Datong Coal Mine Group Co.,Ltd.,Datong 037003,China)
It taking supporting of large-scale coal roadway with dense fault groups in 20m extra-thick coal seam of Madaotou coal mine in Datong as background,firstly,dense fault groups and water rich zone distribution characters were advanced detected in underground,coal and rock mass strength and structure characters of roadway roof were measured in field,and then pretension diffusion characters of rock bolt supporting in fully coal roadway were studied with detailed numerical simulation model.Then roadway dynamic supporting design of large-scale coal roadway with fault groups in extra-thick coal seam was put forward,anchoring force and supporting density of rock bolt were improved,the pretension was improved properly under stable anchoring force,and then cable length was determined by coal seam thickness variation,and surrounding rock control effect was improved obviously,after field application,the convergence of roof to floor and deformation between two sides were 75mm and 102mm,respectively,the roof was stably and no water inrush accident,and roadway safety was ensured.
extra-thick coal seam;large-scale coal roadway;dense fault groups;pretension
2017-09-09
10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.06.010
国家自然科学基金青年基金项目(51704160);国家重点研发计划课题(2017YFC0603003)
姜鹏飞(1984-),男,四川三台人,硕士,副研究员,现从事岩石力学与巷道支护技术等方面的研究工作。
姜鹏飞,蔡 海,刘跃东,等.特厚煤层大断面煤巷过密集断层群支护技术[J].煤矿开采,2017,22(6):40-45.
TD353
A
1006-6225(2017)06-0040-06
王兴库]
我们致力于保护作者版权,注重分享,被刊用文章因无法核实真实出处,未能及时与作者取得联系,或有版权异议的,请联系管理员,我们会立即处理! 部分文章是来自各大过期杂志,内容仅供学习参考,不准确地方联系删除处理!