柳选军,刘庆利,朱世阳,樊 亮
(陕西彬长文家坡矿业有限公司,陕西 咸阳 713500)
深井长距离大断面回采巷道支护方案优化
柳选军,刘庆利,朱世阳,樊 亮
(陕西彬长文家坡矿业有限公司,陕西 咸阳 713500)
为解决文家坡煤矿4101首采工作面长距离大断面回采巷道顶板下沉量大、钢带变形严重以及帮部破碎扩容显著等围岩失稳带来的支护质量差甚至支护失效现象,采用钻孔窥视仪对巷道进行布孔观测和工程类比法对原支护方案进行优化。结果表明:采用优化方案后,顶板下沉量从600 mm降低到100 mm,并且钢带受剪切变形显著减少;巷道尺寸收敛现象为50~100 mm,低于优化前的300 mm.为避免巷道变形严重,在监测监控基础上增加支护强度是合理可行的。
深井;长距离大断面回采巷道;钻孔窥视仪;支护方案优化
煤矿开采深度的不断增加,井下巷道将处于更高的地应力环境中[1],深部矿井因其地质构造、围岩产状和岩性、地应力场构成以及地下水等因素形成了与浅部迥然不同的地质特征和矿压显现规律[2]。深部岩石处于高围压、高温度和高孔隙压力的环境,因此,岩石的力学行为与浅部岩石的力学行为有很大的不同。随着开采深度、广度及开采强度的不断提高,地质条件日趋复杂化,显著增加了巷道支护难度[3-4]。合理选择支护形式及其参数是整个工序的关键,现场分析结果表明,巷道支护的失败,绝大多数是由于支护形式与围岩不相适应,即支护选型不当造成的[5-7]。,研究高地应力软岩环境下巷道科学的支护方式是保证矿井安全采掘深部煤层的关键之一[8]。
陕西彬长文家坡矿埋深680~740 m,属于深埋煤矿,主要可采煤层为4#煤。4101工作面暨为矿井首采工作面,回采巷道设计为矩形断面,长达3 000 m.其中带式输送机巷距离长、断面尺寸大,巷道整体多布置在遇水膨胀的泥岩和透水性较好的细粒砂岩中。在施工过程中,出现的巷道顶板下沉,底板底鼓,帮部破碎扩容等矿山压力显现现象,成为制约矿井安全生产管理和快速掘进亟需解决的突显问题。
4101工作面带式输送机巷设计支护参数为:矩形断面长×高=5.7 m×3.65 m,锚索规格:φ21.6 mm×8 800 mm的钢绞线,间排距为1.4 m×2.1 m,托盘材质采用长×宽×厚=300 mm×300 mm×20 mm碟形钢板,同时顶板布置W钢带。锚杆规格:φ20 mm×2 700HRB335钢筋,间排
距700 mm×700 mm,托盘材质采用Q235钢,规格为150 mm×150 mm×8 mm,另帮部锚固用木质垫板规格为长×宽×厚=400 mm×250 mm×50 mm的木板,布置方式如图1所示。
图1 巷道设计支护图(单位:mm)
4101工作面带式输送机巷在掘进过程中,围岩稳定性较差,顶板最大下沉量达到600 mm,导致部分巷道中的锚索托盘和W钢带由于所受荷载较大,产生严重弯曲变形;帮部出现破碎扩容现象,巷道收敛变形明显,收敛最高达300 mm;局部围岩破碎严重,甚至出现支护失效现象,对工程质量、安全、进度等方面产生极大影响,如图2所示。
图2 原支护条件下围岩状态及支护效果
围岩松动圈测试通过在围岩表面打孔,用观测装置对围岩内部结构,如岩性、岩层分界、围岩破碎情况、围岩内部裂隙的发育等情况进行记录,从而分析得出围岩松动圈。这种方法操作简单,结果明晰,已成为采矿工程、地下工程测定围岩松动圈的主要方法之一,如图3所示。
图3 巷道围岩钻孔窥视设备
巷道开挖破坏了岩体原有的应力平衡状态,围岩释放一部分势能,产生变形,围岩中形成松动圈。通过现场安装松动圈监测断面,测量围岩松动圈范围,结合松动圈支护设计理论,评价巷道支护效果,能够判断巷道围岩稳定性。监测断面如图4所示。
图4 监测断面示意图
随巷道掘进,距掘进工作面每隔20 m布设一个监测断面并布以十字桩兼做围岩收敛观测,共计3个。通过对顶板窥视孔观测分析:孔内2.2 m位置发现顶板离层,2~1 m范围内见较多围岩破碎现象和裂隙,顶板围岩松动圈范围小于顶板围岩锚杆支护长度;观测孔中有淋水,与存在顶板裂隙水的地质情况相符合。一周后,通过观测发现,距顶板窥视孔孔口1.8 m位置发生孔径变小现象,如图5所示。
图5 巷道顶部窥视效果
帮部除孔口破碎状态较严重外,围岩较完整,只存在较少的裂隙发育,没有发现围岩中存在的裂隙和破碎情况,且帮部没有发现裂隙渗水现象,如图6所示。
图6 巷道帮部窥视效果
对比顶板和两帮观测结果可发现,4101带式运输机巷层位多为泥岩、透水性较好的细粒砂岩,顶板受裂隙水影响,围岩破碎,下沉量较大。通过对每个监测断面30 d的观测,顶板下沉量最大为600 mm;帮部较完整,但因顶部受裂隙水影响产生的失稳导致帮部移近量增大,最大为300 mm,并出现破碎扩容现象。
针对4101工作面带式输送机巷在掘进过程中顶部和帮部围岩失稳共同引发支护质量较差甚至支护失效问题,根据窥视孔观测结果分析认为,巷道帮部围岩较完整,顶部2 m范围内围岩较破碎,但松动圈范围没有超过锚杆的支护长度,从科学支护及节约支护成本的原则出发,锚杆支护间排距不做调整,但为了防范和对顶部围岩进一步破碎失稳的有效控制,把锚索长度由8.8 m变更为12 m,间排距调整为1.4 m×1.4 m.
同样对优化支护施工的巷道从变更支护开始的位置随巷道掘进,每隔20 m布设一个监测断面,共布设3个监测断面,并布以十字桩兼做巷道收敛监测点,具体如图4所示。每个监测断面观测时间同样为30 d,最后取其加权平均值,结论为:优化支护后的围岩稳定性、完整性明显提高,顶板下沉量最大为100 mm;帮部收敛量最大为50~100 mm;较优化前的最大顶板下沉量和帮部收敛量明显降低,并且钢带受剪切变形显著减少。方案优化后和优化前30 d观测的数据对比如图6所示,优化后的支护效果如图7所示。
图7 方案优化前和优化后的数据对比
图8 优化后的顶部支护效果
通过对4101工作面支护方案进行优化得出如下结论
1) 顶板观测孔2.2 m位置发现顶板离层有离层现象,2~1 m范围内见较多围岩破碎带和裂隙,顶板围岩松动圈范围小于顶板锚杆2.7 m的支护长度;
2) 二次对顶板观测表明,顶板在剪切应力的作用下,观测孔1.8 m位置发生孔径变小现象;
3) 观测孔中有淋水,表明顶板受砂岩裂隙水影响,围岩破碎程度较帮部严重,引发顶板下沉量增大,钢带变形明显等因围岩失稳带来的支护问题;
4) 以增加锚索长度,缩小了锚索间排距作为方案优化的主要内容,采用优化后的方案,顶板下沉量从最大600 mm减少至100 mm,巷道收敛也从最大300 mm降至50~100 mm,围岩稳定性显著提高;
5) 现场应用证明,围岩破碎变形严重的深井大断面巷道,当松动圈范围小于锚杆有效支护长度,不改变锚杆支护间排距,通过加大锚索支护长度和缩小锚索间排距,既可以节约支护成本又可以有效控制围岩变形,优化后的方案是合理可行的。
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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责任编辑:高 佳
柳选军(1967-),男,陕西彬县人,高级工程师,E-mail:920182072@qq.com
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