深部巷道围岩地质力学测试及支护方式设计

杨树军

(山西焦煤集团西山煤电有限责任公司官地煤矿,山西省太原市,030053)

深部巷道围岩地质力学测试及支护方式设计

杨树军

(山西焦煤集团西山煤电有限责任公司官地煤矿,山西省太原市,030053)

针对官地煤矿深部巷道围岩地质力学特性模糊、支护设计盲目性大、巷道破坏严重等问题,通过多种测试方法确定了巷道掘进的最佳方向为N81.4°W;得到煤体和岩体的平均强度分别为14.67 MPa和30.62 MPa。结合FLAC3D数值分析,确定深部巷道采用W型钢带、锚杆、锚索联合支护技术。工业试验结果表明,巷道顶板下沉量和两帮移近量分别稳定于23～27 mm和41.5～50.5 mm,远小于安全预警值。

深部巷道 岩体结构 地应力 围岩强度 支护方式

1 矿井概况

官地煤矿位于西山煤田前山区东南部,井田面积104.49 km2。井田煤系地层属石炭二迭纪,煤层自上而下属山西组和太原组。可采煤层累计厚度平均15.66 m,倾角3°～7°。井田内地质构造主要是断层和陷落柱。随着煤矿开采年数和生产能力的不断增加,矿区巷道快速延伸、开采深度逐年增加以及采空区影响日益严重,采用单一锚杆支护的巷道开始出现显著的矿压显现,变形严重。然而,以往开采浅部地质条件相对较好的煤层时,未对巷道围岩地质力学特性进行测试,巷道布置及支护以经验设计和工程类比设计方法为主,缺乏科学依据,难以指导深部巷道的支护工作。因此,有必要对矿区内主采煤层进行全面系统的地质力学测试,为巷道布置、支护设计、巷道维护等提供基础参数,促使矿井生产更加合理、经济、高效和安全。

本文介绍了对西山煤电官地煤矿岩层进行的地质力学参数测试,包括围岩结构观测、地应力测量、巷道围岩强度测试,然后结合理论分析、数值模拟和现场工业试验对28412工作面运输巷和回风巷进行了支护参数优化。

2 巷道围岩地质力学测试

2.1 顶板岩性测定

在28412工作面运输巷590 m(距工作面设计停采线的长度)处和830 m处分别布置1＃测点和2＃测点,在28412工作面回风巷80 m处和260 m处分别布置3＃测点和4＃测点。每个测点处都分别施工一个顶孔和一个帮孔,顶孔用于顶板岩层结构、地应力和岩体原位强度的测试,帮孔用于煤体原位强度的测试。

采用携带CCD摄像头(134万像素,对裂缝的分辨率高达0.1 mm)的电子钻孔窥视仪对各个测点的顶孔进行观测。

观测结果显示,1＃测点钻孔内0～4.0 m厚为粗粒砂岩,岩体松散,节理裂隙发育;4～8.8 m厚为砂质泥岩,节理、离层较多,裂隙发育;8.8～9.4 m厚为细砂岩,裂隙发育;9.4～10.0 m厚为粗粒砂岩,内生纵向裂隙发育;10.0～14.0 m厚为石灰岩,少量离层,裂隙发育较少,其中11.4～12.0 m间岩体相对较为完整,适合进行水力压裂。

2＃测点钻孔内0～1.4 m厚为泥岩;1.4～5.8 m厚为粗粒砂岩,砂质胶结,岩体松散,少量横向裂隙,纵向裂隙贯通发育;5.8～6.9 m厚为砂质泥岩,大量劈裂状裂隙;6.9～17.1 m厚为石灰岩,少量节理裂隙发育,其中12.7～13.4 m之间岩体相对较为完整,适合进行水力压裂。

3＃测点钻孔由浅到深依次分布着泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,岩体裂隙发育程度逐渐降低,其中15.2～16.0 m之间岩体较为致密完整,适合进行水力压裂。

4＃测点钻孔浅到深依次分布泥岩、粉砂岩、石灰岩、砂质泥岩,裂隙发育程度逐渐降低,其中13.6～14.2 m之间岩层较为完整,适合进行水力压裂。

综上所述,工作面运输巷590 m处和830 m,以及回风巷80 m处和260 m处适合水压致裂法地应力试验的测量段分别为巷道顶板以上11.4～12.0 m、12.7～13.4 m、15.2～16.0 m和13.6～14.2 m。

2.2 地应力测定

针对顶板结构确定了水压致裂地应力测量段。利用SYY－56型水压致裂地应力测量仪对测量段压裂过程中的压力和时间进行实时采集,得到每个测点的水力压裂数值。根据初始开裂压力、瞬时关闭压力和裂隙重张压力与地应力之间的关系进一步计算得到最大水平主应力、最小水平主应力和垂直应力值。他们之间的关系可表示为:

式中:σhmin——最小水平主应力,MPa;

σv——垂直主应力,MPa;

σhmax——最大水平主应力,MPa;

Pb——初始开裂压力,MPa;

Ps——瞬时关闭压力,MPa;

Pr——裂隙重张压力,MPa;

Rt——岩体的抗压强度,MPa;

γ——巷道顶板以上岩石平均容重,MN/m3;

H——巷道埋深,m;

γw——水的容重,MN/m3;

h——测点和压力传感器间的垂直距离,m。

通过式(1)和式(2),根据水力压裂数值,并代入岩石容重、水的容重、测点与压力传感器间的垂直距离等数据求得各测点处的垂直主应力、最大水平主应力、最小水平主应力,通过印模的方法记录最大水平主应力的方向,具体数据见表1。

表1 地应力测试结果

从表1中数据可以看出,官地煤矿所测区域4个测点最大水平主应力最大值为10.92 MPa,最小值为5.04 MPa;最小水平主应力最大值为5.23 MPa,最小为3.24 MPa;垂直主应力最大为10.08 MPa,最小为8.08 MPa。由此判断官地煤矿所测区域应力场在量值上属于中等偏低应力区域。4个测点中1＃和2＃测点的最大水平主应力大于垂直主应力,应力场类型为σhmax＞σv＞σhmin;3＃和4＃测点垂直应力大于最大水平主应力,应力场类型为σv＞σhmax＞σhmin。在σv＞σhmax＞σhmin型应力场中,巷道轴线方向平行于最大水平主应力方向为巷道最佳布置方向。在σhmax＞σv＞σhmin型应力场中,巷道轴线方向与最大水平主应力的夹角α宜由下式确定:

式中:α——巷道轴线方向与最大水平主应力的夹角,(°)。

经计算得到1＃～4＃测点处巷道最佳布置方向依次为N81.2°W、N78.7°W、N86.2°W、N79.4°W,最终取平均值N81.4°W为巷道的最佳布置方向。

2.3 围岩强度测定

沿每个测点处的顶孔和帮孔,利用WQCZ－56型围岩强度测试装置分别对巷道顶板以上10 m范围内的岩石和煤帮10 m范围内的煤体进行强度测试。其中1＃测点的帮孔煤体强度和顶孔岩体强度测试结果如图1所示。

图1 1＃测点帮孔煤体强度和顶孔岩体强度测试结果

从测试数据分析可知,煤体原位强度平均值为14.67 MPa,岩体原位强度平均值为30.62 MPa。煤帮浅部强度普遍低于深部强度,主要原因是由于受开挖影响煤帮浅部产生塑性破坏,另外也说明煤帮支护强度较低,没有有效控制煤帮的变形破坏。岩层的强度值波动范围很大,说明岩层的完整性和均质性差,岩层中普遍存在较为明显的裂隙和破坏。结果表明,现有的单一锚杆支护方式未能对巷道顶板岩体进行有效保护,从而导致岩体裂隙发育、破坏严重,致使煤帮受较大的顶板压力而发生大范围塑性变形。因此必需对巷道顶板的支护方式进行改进。

3 巷道支护方式选择

针对官地煤矿9＃煤层28412工作面巷道原单一锚杆支护方式存在的巷道顶板及两帮变形大等问题,设计了两个支护方案。

两个方案都采用槽钢钢带、ø20 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆和ø17.8 mm×7800 mm的钢绞线锚索联合支护方式,仅是锚索布置不同,两种方案锚索不同布置见图2。

图2 巷道顶板支护方案

利用FLAC3D软件建立的开挖和支护模型共有42060个有限差分单元格和4798个结构元素。方案一顶板竖向位移最大值21.66 mm,底板竖向位移最大值13.15 mm,左帮水平位移最大值32.32 mm,右帮水平位移最大值30.15 mm;顶板中部和底板中部为竖向位移最大区域,顶板竖向位移呈倒漏斗状分布,自下向上,逐渐减小;左帮在距离帮顶约1.5～2.5 m区域为水平最大位移分布区,右帮在距离帮顶约0.65～2.2 m区域为水平最大位移分布区。方案二顶板竖向位移最大值20.88 mm,底板竖向位移最大值13.04 mm,左帮水平位移最大值30.41 mm,右帮水平位移最大值28.44 mm。原方案、方案一和方案二支护方式下,巷道顶底板及两帮位移量见表2。

表2 巷道变形量mm

由表2中数据可知,原单一锚杆支护方式下巷道顶底板移近量高达81.82 mm,两帮移近量高达109.85 mm;采用方案一后巷道顶底板移近量为34.81 mm,相比原支护方案减小57.4%,巷道两帮移近量为62.47 mm,减小43.1%;采用方案二后巷道顶底板移近量为33.92 mm,减小58.5%,巷道两帮移近量为58.85 mm,减小46.4%。对比分析方案一和方案二都能够大幅度降低巷道顶底板以及左右帮的变形量,有效控制巷道围岩的变形,而方案二对巷道围岩变形的控制效果略优于方案一,同时还可以减少锚索的施工数量,施工更为方便,因此最终选择方案二作为巷道支护方式。

4 现场工业试验

在实施支护方案二的巷道,采用“十字布点法”监测断面的移近量。巷道每掘进10 m测量一次数据。图3为测点位置在距掘进面20 m处和在掘进面附近处的测试结果。

图3 巷道顶底板及两帮位移曲线

图3显示,距掘进面20 m处顶底板和两帮的移近量分别稳定于23 mm和41.5 mm,掘进面附近处顶底板和两帮移近量分别稳定于27 mm和50.5 mm。现场测试结果与数值模拟结果非常接近,说明数值模型具有较高的可靠性。并且巷道位移量都在安全预警值(现场设置的安全预警值为100 mm)以内,且远小于安全预警值,说明改进后的巷道支护方式能够充分满足生产安全需求。

5 结论

(1)利用电子钻孔窥视仪、水压致裂法测量出了地应力分布状况,确定了煤岩体强度。

(2)经FLAC3D数值分析,确定深部巷道采用W型钢带、锚杆、锚索联合支护技术。经对巷道监测点的检测,巷道围岩移近量远小于安全预警值。改进后的巷道支护方式能够充分满足生产安全需求。

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(责任编辑 张毅玲)

Geomechanics testing and support method design of rock mass around deep roadway

Yang Shujun
(Guandi Coal Mine of Xishan Coal Electricity Group Co.,Ltd.,Shanxi Cocking Coal Group, Taiyuan,Shanxi 030053,China)

Aimed at the problems in Guandi Coal Mine,such as indistinct geomechanics properties of rock mass around deep roadway,serious blindness of support design and severe destruction of roadway,many methods were used for testing.The testing results showed that the best direction of roadway construction was NW 81.4°,the mean intensity of coal and rock mass were 14.67 MPa and 30.62 MPa.According to the numerical analysis of FLAC 3D,the author determined to adopt the support technology of W-steel tape,bolt and cable was adopted in deep roadways.Industrial test showed the deflection of roof and the deformation around roadway were 23～27 mm and 41.5～50.5 mm,which were much less than the safety pre-warning value.

deep roadway,rock structure,geostress,surrounding rock strength,support pattern

TD 325

A

杨树军(1968－),男,内蒙乌兰察布市人,硕士学位,高级工程师,现任西山煤电集团公司官地煤矿总工程师,主要从事“一通三防”及技术管理工作。