深井長距離大斷面回采巷道支護方案優(yōu)化

柳選軍,劉慶利,朱世陽,樊 亮

(陜西彬長文家坡礦業(yè)有限公司，陜西 咸陽 713500)

?

深井長距離大斷面回采巷道支護方案優(yōu)化

柳選軍,劉慶利,朱世陽,樊 亮

(陜西彬長文家坡礦業(yè)有限公司，陜西 咸陽 713500)

為解決文家坡煤礦4101首采工作面長距離大斷面回采巷道頂板下沉量大、鋼帶變形嚴重以及幫部破碎擴容顯著等圍巖失穩(wěn)帶來的支護質(zhì)量差甚至支護失效現(xiàn)象,采用鉆孔窺視儀對巷道進行布孔觀測和工程類比法對原支護方案進行優(yōu)化。結(jié)果表明：采用優(yōu)化方案后，頂板下沉量從600 mm降低到100 mm，并且鋼帶受剪切變形顯著減少；巷道尺寸收斂現(xiàn)象為50～100 mm，低于優(yōu)化前的300 mm.為避免巷道變形嚴重，在監(jiān)測監(jiān)控基礎上增加支護強度是合理可行的。

深井；長距離大斷面回采巷道；鉆孔窺視儀；支護方案優(yōu)化

0 引 言

煤礦開采深度的不斷增加,井下巷道將處于更高的地應力環(huán)境中[1]，深部礦井因其地質(zhì)構(gòu)造、圍巖產(chǎn)狀和巖性、地應力場構(gòu)成以及地下水等因素形成了與淺部迥然不同的地質(zhì)特征和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[2]。深部巖石處于高圍壓、高溫度和高孔隙壓力的環(huán)境，因此，巖石的力學行為與淺部巖石的力學行為有很大的不同。隨著開采深度、廣度及開采強度的不斷提高，地質(zhì)條件日趨復雜化，顯著增加了巷道支護難度[3-4]。合理選擇支護形式及其參數(shù)是整個工序的關鍵，現(xiàn)場分析結(jié)果表明，巷道支護的失敗，絕大多數(shù)是由于支護形式與圍巖不相適應，即支護選型不當造成的[5-7]。,研究高地應力軟巖環(huán)境下巷道科學的支護方式是保證礦井安全采掘深部煤層的關鍵之一[8]。

1 工程概況

陜西彬長文家坡礦埋深680～740 m，屬于深埋煤礦，主要可采煤層為4#煤。4101工作面暨為礦井首采工作面，回采巷道設計為矩形斷面，長達3 000 m．其中帶式輸送機巷距離長、斷面尺寸大，巷道整體多布置在遇水膨脹的泥巖和透水性較好的細粒砂巖中。在施工過程中，出現(xiàn)的巷道頂板下沉，底板底鼓，幫部破碎擴容等礦山壓力顯現(xiàn)現(xiàn)象，成為制約礦井安全生產(chǎn)管理和快速掘進亟需解決的突顯問題。

2 原方案支護效果

4101工作面帶式輸送機巷設計支護參數(shù)為：矩形斷面長×高=5.7 m×3.65 m，錨索規(guī)格：φ21.6 mm×8 800 mm的鋼絞線，間排距為1.4 m×2.1 m，托盤材質(zhì)采用長×寬×厚=300 mm×300 mm×20 mm碟形鋼板，同時頂板布置W鋼帶。錨桿規(guī)格：φ20 mm×2 700HRB335鋼筋，間排

距700 mm×700 mm，托盤材質(zhì)采用Q235鋼，規(guī)格為150 mm×150 mm×8 mm，另幫部錨固用木質(zhì)墊板規(guī)格為長×寬×厚=400 mm×250 mm×50 mm的木板，布置方式如圖1所示。

圖1 巷道設計支護圖(單位：mm)

4101工作面帶式輸送機巷在掘進過程中，圍巖穩(wěn)定性較差，頂板最大下沉量達到600 mm，導致部分巷道中的錨索托盤和W鋼帶由于所受荷載較大，產(chǎn)生嚴重彎曲變形；幫部出現(xiàn)破碎擴容現(xiàn)象，巷道收斂變形明顯，收斂最高達300 mm；局部圍巖破碎嚴重，甚至出現(xiàn)支護失效現(xiàn)象，對工程質(zhì)量、安全、進度等方面產(chǎn)生極大影響，如圖2所示。

圖2 原支護條件下圍巖狀態(tài)及支護效果

3 圍巖穩(wěn)定性評價

圍巖松動圈測試通過在圍巖表面打孔，用觀測裝置對圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)，如巖性、巖層分界、圍巖破碎情況、圍巖內(nèi)部裂隙的發(fā)育等情況進行記錄，從而分析得出圍巖松動圈。這種方法操作簡單，結(jié)果明晰，已成為采礦工程、地下工程測定圍巖松動圈的主要方法之一，如圖3所示。

圖3 巷道圍巖鉆孔窺視設備

巷道開挖破壞了巖體原有的應力平衡狀態(tài)，圍巖釋放一部分勢能，產(chǎn)生變形，圍巖中形成松動圈。通過現(xiàn)場安裝松動圈監(jiān)測斷面，測量圍巖松動圈范圍，結(jié)合松動圈支護設計理論，評價巷道支護效果，能夠判斷巷道圍巖穩(wěn)定性。監(jiān)測斷面如圖4所示。

圖4 監(jiān)測斷面示意圖

隨巷道掘進，距掘進工作面每隔20 m布設一個監(jiān)測斷面并布以十字樁兼做圍巖收斂觀測，共計3個。通過對頂板窺視孔觀測分析：孔內(nèi)2.2 m位置發(fā)現(xiàn)頂板離層，2～1 m范圍內(nèi)見較多圍巖破碎現(xiàn)象和裂隙，頂板圍巖松動圈范圍小于頂板圍巖錨桿支護長度；觀測孔中有淋水，與存在頂板裂隙水的地質(zhì)情況相符合。一周后，通過觀測發(fā)現(xiàn)，距頂板窺視孔孔口1.8 m位置發(fā)生孔徑變小現(xiàn)象，如圖5所示。

圖5 巷道頂部窺視效果

幫部除孔口破碎狀態(tài)較嚴重外，圍巖較完整，只存在較少的裂隙發(fā)育，沒有發(fā)現(xiàn)圍巖中存在的裂隙和破碎情況，且?guī)筒繘]有發(fā)現(xiàn)裂隙滲水現(xiàn)象，如圖6所示。

圖6 巷道幫部窺視效果

對比頂板和兩幫觀測結(jié)果可發(fā)現(xiàn)，4101帶式運輸機巷層位多為泥巖、透水性較好的細粒砂巖，頂板受裂隙水影響，圍巖破碎，下沉量較大。通過對每個監(jiān)測斷面30 d的觀測，頂板下沉量最大為600 mm；幫部較完整，但因頂部受裂隙水影響產(chǎn)生的失穩(wěn)導致幫部移近量增大，最大為300 mm，并出現(xiàn)破碎擴容現(xiàn)象。

針對4101工作面帶式輸送機巷在掘進過程中頂部和幫部圍巖失穩(wěn)共同引發(fā)支護質(zhì)量較差甚至支護失效問題，根據(jù)窺視孔觀測結(jié)果分析認為，巷道幫部圍巖較完整，頂部2 m范圍內(nèi)圍巖較破碎，但松動圈范圍沒有超過錨桿的支護長度，從科學支護及節(jié)約支護成本的原則出發(fā)，錨桿支護間排距不做調(diào)整，但為了防范和對頂部圍巖進一步破碎失穩(wěn)的有效控制，把錨索長度由8.8 m變更為12 m，間排距調(diào)整為1.4 m×1.4 m.

同樣對優(yōu)化支護施工的巷道從變更支護開始的位置隨巷道掘進，每隔20 m布設一個監(jiān)測斷面，共布設3個監(jiān)測斷面，并布以十字樁兼做巷道收斂監(jiān)測點，具體如圖4所示。每個監(jiān)測斷面觀測時間同樣為30 d，最后取其加權(quán)平均值，結(jié)論為：優(yōu)化支護后的圍巖穩(wěn)定性、完整性明顯提高，頂板下沉量最大為100 mm；幫部收斂量最大為50～100 mm；較優(yōu)化前的最大頂板下沉量和幫部收斂量明顯降低，并且鋼帶受剪切變形顯著減少。方案優(yōu)化后和優(yōu)化前30 d觀測的數(shù)據(jù)對比如圖6所示，優(yōu)化后的支護效果如圖7所示。

圖7 方案優(yōu)化前和優(yōu)化后的數(shù)據(jù)對比

圖8 優(yōu)化后的頂部支護效果

4 結(jié) 論

通過對4101工作面支護方案進行優(yōu)化得出如下結(jié)論

1) 頂板觀測孔2.2 m位置發(fā)現(xiàn)頂板離層有離層現(xiàn)象，2～1 m范圍內(nèi)見較多圍巖破碎帶和裂隙，頂板圍巖松動圈范圍小于頂板錨桿2.7 m的支護長度；

2) 二次對頂板觀測表明，頂板在剪切應力的作用下，觀測孔1.8 m位置發(fā)生孔徑變小現(xiàn)象；

3) 觀測孔中有淋水，表明頂板受砂巖裂隙水影響，圍巖破碎程度較幫部嚴重，引發(fā)頂板下沉量增大，鋼帶變形明顯等因圍巖失穩(wěn)帶來的支護問題;

4) 以增加錨索長度，縮小了錨索間排距作為方案優(yōu)化的主要內(nèi)容，采用優(yōu)化后的方案，頂板下沉量從最大600 mm減少至100 mm，巷道收斂也從最大300 mm降至50～100 mm，圍巖穩(wěn)定性顯著提高；

5) 現(xiàn)場應用證明，圍巖破碎變形嚴重的深井大斷面巷道，當松動圈范圍小于錨桿有效支護長度，不改變錨桿支護間排距，通過加大錨索支護長度和縮小錨索間排距，既可以節(jié)約支護成本又可以有效控制圍巖變形，優(yōu)化后的方案是合理可行的。

References

[1]杜志軍,孫國文.高應力軟巖條件下煤礦巷道支護研究與實踐[J].西安科技大學學報,2007,27(3):356-381.

DU Zhi-jun,SUN Guo-wen.Roadway supporting of mine in view of high geo-stress soft rock[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2007,27(3):356-381.

[2]劉泉聲,康永水,白運強.顧橋煤礦深井巖巷破碎軟弱圍巖支護方法探索[J].巖土力學,2011,32(10):3 097-3 102.

LIU Quan-sheng,KANG Yong-shui,BAI Yun-qiang.Research on supporting method for deep rock roadway with broken and soft surrounding rock in Guqiao coal mine[J].Rock and Soil Mechanics,2011,32(10):3 097-3 102.

[3]康紅普,王金華,林 健.煤礦巷道支護技術的研究與應用[J].煤炭學報,2010,35(11):1 809-1 814.

KANG Hong-pu,WANG Jin-hua,LIN Jian.Study and applications of roadway support techniques for coalm ines[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1 809-1 814.

[4]喬衛(wèi)國,孟慶彬,林登閣,等.深部軟巖巷道錨注聯(lián)合支護技術研究[J].西安科技大學學報,2011,31(1):22-27.

QIAO Wei-guo,MENG Qing-bin,LIN Deng-ge,et al.Research and case analysis of bolting-grouting combined support technology in deep soft-rock roadway[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2011,31(1):22-27.

[5]邢彥文.塔山礦石炭系特厚破碎煤層巷道支護技術[J].煤炭科學技術,2007,35(3):9-12.

XING Yan-wen.Support technology for ultra thick broken seam roadway in Carbon iferous system of Tashan mine[J].Coal Science and Technology,2007,35(3):9-12.

[6]周浩亮,楊瑾娣.煤試用模糊綜合評判法選擇巖巷支護形式[J].煤炭學報,1993,18(1):52-57.

ZHOU Hao-liang,YANG Jin-di.Selection of support by using fuzzy discrimiant[J].Journal of China Coal Society,1993,18(1):52-57.

[7]高 倩.應用錨桿支護技術改善支護環(huán)境[J].煤炭技術,2005,24(8):53-54.

GAO Qian.Improving the shoring condition with the application of anchoring pole shoring technology[J].Coal Technology,2005,24(8):53-54.

[8]袁 亮,薛俊華,劉泉聲,等.煤礦深部巖巷圍巖控制理論與支護技術[J].煤炭學報,2011,36(4):535-543.

YUAN Liang,XUE Jun-hua,LIU Quan-sheng,et al.Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):535-543.

Supporting scheme optimization for long distance and large dimension entry of deep mine

LIU Xuan-jun,LIU Qing-li,ZHU Shi-yang,FAN Liang

(ShaanxiBinchangMiningCo.,Ltd.,Xianyang713500,China)

To solve phenomenon of poor quality and even failured supporting broungt by the instability of surrounding rock due to large amount of roof subsidence and serious deformation of the strip and the significant crushing capacity for two side of roadway at long distance and large section gateway of 4101 mining face of WEN Jia-Po coal mine,using borehole camera and engineering analogy method to optimized the original support scheme.Useing optimized scheme,roof subsidence reduce from 600 mm to 100 mm,and reduce shear deformation of steel strip significantly.The narrowing size phenomenon of roadway is 50～100 mm less than 300 mm compared with before.In order to avoid the severe deformation of roadway,increasing supporting intensity is reasonable and feasible based on online monitoring.

deep mine；long distance and large dimension entry；borehole camera；supporting scheme optimization

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2015.0105

1672-9315(2015)01-0028-04

2014-08-20責任編輯:高 佳

柳選軍(1967-)，男，陜西彬縣人，高級工程師，E-mail:920182072@qq.com

A