深部巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試及支護(hù)方式設(shè)計

楊樹軍

(山西焦煤集團(tuán)西山煤電有限責(zé)任公司官地煤礦,山西省太原市,030053)

深部巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試及支護(hù)方式設(shè)計

楊樹軍

(山西焦煤集團(tuán)西山煤電有限責(zé)任公司官地煤礦,山西省太原市,030053)

針對官地煤礦深部巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)特性模糊、支護(hù)設(shè)計盲目性大、巷道破壞嚴(yán)重等問題,通過多種測試方法確定了巷道掘進(jìn)的最佳方向?yàn)镹81.4°W;得到煤體和巖體的平均強(qiáng)度分別為14.67 MPa和30.62 MPa。結(jié)合FLAC3D數(shù)值分析,確定深部巷道采用W型鋼帶、錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。工業(yè)試驗(yàn)結(jié)果表明,巷道頂板下沉量和兩幫移近量分別穩(wěn)定于23～27 mm和41.5～50.5 mm,遠(yuǎn)小于安全預(yù)警值。

深部巷道 巖體結(jié)構(gòu) 地應(yīng)力 圍巖強(qiáng)度 支護(hù)方式

1 礦井概況

官地煤礦位于西山煤田前山區(qū)東南部,井田面積104.49 km2。井田煤系地層屬石炭二迭紀(jì),煤層自上而下屬山西組和太原組。可采煤層累計厚度平均15.66 m,傾角3°～7°。井田內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造主要是斷層和陷落柱。隨著煤礦開采年數(shù)和生產(chǎn)能力的不斷增加,礦區(qū)巷道快速延伸、開采深度逐年增加以及采空區(qū)影響日益嚴(yán)重,采用單一錨桿支護(hù)的巷道開始出現(xiàn)顯著的礦壓顯現(xiàn),變形嚴(yán)重。然而,以往開采淺部地質(zhì)條件相對較好的煤層時,未對巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)特性進(jìn)行測試,巷道布置及支護(hù)以經(jīng)驗(yàn)設(shè)計和工程類比設(shè)計方法為主,缺乏科學(xué)依據(jù),難以指導(dǎo)深部巷道的支護(hù)工作。因此,有必要對礦區(qū)內(nèi)主采煤層進(jìn)行全面系統(tǒng)的地質(zhì)力學(xué)測試,為巷道布置、支護(hù)設(shè)計、巷道維護(hù)等提供基礎(chǔ)參數(shù),促使礦井生產(chǎn)更加合理、經(jīng)濟(jì)、高效和安全。

本文介紹了對西山煤電官地煤礦巖層進(jìn)行的地質(zhì)力學(xué)參數(shù)測試,包括圍巖結(jié)構(gòu)觀測、地應(yīng)力測量、巷道圍巖強(qiáng)度測試,然后結(jié)合理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)對28412工作面運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷進(jìn)行了支護(hù)參數(shù)優(yōu)化。

2 巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試

2.1 頂板巖性測定

在28412工作面運(yùn)輸巷590 m(距工作面設(shè)計停采線的長度)處和830 m處分別布置1＃測點(diǎn)和2＃測點(diǎn),在28412工作面回風(fēng)巷80 m處和260 m處分別布置3＃測點(diǎn)和4＃測點(diǎn)。每個測點(diǎn)處都分別施工一個頂孔和一個幫孔,頂孔用于頂板巖層結(jié)構(gòu)、地應(yīng)力和巖體原位強(qiáng)度的測試,幫孔用于煤體原位強(qiáng)度的測試。

采用攜帶CCD攝像頭(134萬像素,對裂縫的分辨率高達(dá)0.1 mm)的電子鉆孔窺視儀對各個測點(diǎn)的頂孔進(jìn)行觀測。

觀測結(jié)果顯示,1＃測點(diǎn)鉆孔內(nèi)0～4.0 m厚為粗粒砂巖,巖體松散,節(jié)理裂隙發(fā)育;4～8.8 m厚為砂質(zhì)泥巖,節(jié)理、離層較多,裂隙發(fā)育;8.8～9.4 m厚為細(xì)砂巖,裂隙發(fā)育;9.4～10.0 m厚為粗粒砂巖,內(nèi)生縱向裂隙發(fā)育;10.0～14.0 m厚為石灰?guī)r,少量離層,裂隙發(fā)育較少,其中11.4～12.0 m間巖體相對較為完整,適合進(jìn)行水力壓裂。

2＃測點(diǎn)鉆孔內(nèi)0～1.4 m厚為泥巖;1.4～5.8 m厚為粗粒砂巖,砂質(zhì)膠結(jié),巖體松散,少量橫向裂隙,縱向裂隙貫通發(fā)育;5.8～6.9 m厚為砂質(zhì)泥巖,大量劈裂狀裂隙;6.9～17.1 m厚為石灰?guī)r,少量節(jié)理裂隙發(fā)育,其中12.7～13.4 m之間巖體相對較為完整,適合進(jìn)行水力壓裂。

3＃測點(diǎn)鉆孔由淺到深依次分布著泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖,巖體裂隙發(fā)育程度逐漸降低,其中15.2～16.0 m之間巖體較為致密完整,適合進(jìn)行水力壓裂。

4＃測點(diǎn)鉆孔淺到深依次分布泥巖、粉砂巖、石灰?guī)r、砂質(zhì)泥巖,裂隙發(fā)育程度逐漸降低,其中13.6～14.2 m之間巖層較為完整,適合進(jìn)行水力壓裂。

綜上所述,工作面運(yùn)輸巷590 m處和830 m,以及回風(fēng)巷80 m處和260 m處適合水壓致裂法地應(yīng)力試驗(yàn)的測量段分別為巷道頂板以上11.4～12.0 m、12.7～13.4 m、15.2～16.0 m和13.6～14.2 m。

2.2 地應(yīng)力測定

針對頂板結(jié)構(gòu)確定了水壓致裂地應(yīng)力測量段。利用SYY－56型水壓致裂地應(yīng)力測量儀對測量段壓裂過程中的壓力和時間進(jìn)行實(shí)時采集,得到每個測點(diǎn)的水力壓裂數(shù)值。根據(jù)初始開裂壓力、瞬時關(guān)閉壓力和裂隙重張壓力與地應(yīng)力之間的關(guān)系進(jìn)一步計算得到最大水平主應(yīng)力、最小水平主應(yīng)力和垂直應(yīng)力值。他們之間的關(guān)系可表示為:

式中:σhmin——最小水平主應(yīng)力,MPa;

σv——垂直主應(yīng)力,MPa;

σhmax——最大水平主應(yīng)力,MPa;

Pb——初始開裂壓力,MPa;

Ps——瞬時關(guān)閉壓力,MPa;

Pr——裂隙重張壓力,MPa;

Rt——巖體的抗壓強(qiáng)度,MPa;

γ——巷道頂板以上巖石平均容重,MN/m3;

H——巷道埋深,m;

γw——水的容重,MN/m3;

h——測點(diǎn)和壓力傳感器間的垂直距離,m。

通過式(1)和式(2),根據(jù)水力壓裂數(shù)值,并代入巖石容重、水的容重、測點(diǎn)與壓力傳感器間的垂直距離等數(shù)據(jù)求得各測點(diǎn)處的垂直主應(yīng)力、最大水平主應(yīng)力、最小水平主應(yīng)力,通過印模的方法記錄最大水平主應(yīng)力的方向,具體數(shù)據(jù)見表1。

表1 地應(yīng)力測試結(jié)果

從表1中數(shù)據(jù)可以看出,官地煤礦所測區(qū)域4個測點(diǎn)最大水平主應(yīng)力最大值為10.92 MPa,最小值為5.04 MPa;最小水平主應(yīng)力最大值為5.23 MPa,最小為3.24 MPa;垂直主應(yīng)力最大為10.08 MPa,最小為8.08 MPa。由此判斷官地煤礦所測區(qū)域應(yīng)力場在量值上屬于中等偏低應(yīng)力區(qū)域。4個測點(diǎn)中1＃和2＃測點(diǎn)的最大水平主應(yīng)力大于垂直主應(yīng)力,應(yīng)力場類型為σhmax＞σv＞σhmin;3＃和4＃測點(diǎn)垂直應(yīng)力大于最大水平主應(yīng)力,應(yīng)力場類型為σv＞σhmax＞σhmin。在σv＞σhmax＞σhmin型應(yīng)力場中,巷道軸線方向平行于最大水平主應(yīng)力方向?yàn)橄锏雷罴巡贾梅较?。在σhmax＞σv＞σhmin型應(yīng)力場中,巷道軸線方向與最大水平主應(yīng)力的夾角α宜由下式確定:

式中:α——巷道軸線方向與最大水平主應(yīng)力的夾角,(°)。

經(jīng)計算得到1＃～4＃測點(diǎn)處巷道最佳布置方向依次為N81.2°W、N78.7°W、N86.2°W、N79.4°W,最終取平均值N81.4°W為巷道的最佳布置方向。

2.3 圍巖強(qiáng)度測定

沿每個測點(diǎn)處的頂孔和幫孔,利用WQCZ－56型圍巖強(qiáng)度測試裝置分別對巷道頂板以上10 m范圍內(nèi)的巖石和煤幫10 m范圍內(nèi)的煤體進(jìn)行強(qiáng)度測試。其中1＃測點(diǎn)的幫孔煤體強(qiáng)度和頂孔巖體強(qiáng)度測試結(jié)果如圖1所示。

圖1 1＃測點(diǎn)幫孔煤體強(qiáng)度和頂孔巖體強(qiáng)度測試結(jié)果

從測試數(shù)據(jù)分析可知,煤體原位強(qiáng)度平均值為14.67 MPa,巖體原位強(qiáng)度平均值為30.62 MPa。煤幫淺部強(qiáng)度普遍低于深部強(qiáng)度,主要原因是由于受開挖影響煤幫淺部產(chǎn)生塑性破壞,另外也說明煤幫支護(hù)強(qiáng)度較低,沒有有效控制煤幫的變形破壞。巖層的強(qiáng)度值波動范圍很大,說明巖層的完整性和均質(zhì)性差,巖層中普遍存在較為明顯的裂隙和破壞。結(jié)果表明,現(xiàn)有的單一錨桿支護(hù)方式未能對巷道頂板巖體進(jìn)行有效保護(hù),從而導(dǎo)致巖體裂隙發(fā)育、破壞嚴(yán)重,致使煤幫受較大的頂板壓力而發(fā)生大范圍塑性變形。因此必需對巷道頂板的支護(hù)方式進(jìn)行改進(jìn)。

3 巷道支護(hù)方式選擇

針對官地煤礦9＃煤層28412工作面巷道原單一錨桿支護(hù)方式存在的巷道頂板及兩幫變形大等問題,設(shè)計了兩個支護(hù)方案。

兩個方案都采用槽鋼鋼帶、?20 mm×2400 mm的螺紋鋼錨桿和?17.8 mm×7800 mm的鋼絞線錨索聯(lián)合支護(hù)方式,僅是錨索布置不同,兩種方案錨索不同布置見圖2。

圖2 巷道頂板支護(hù)方案

利用FLAC3D軟件建立的開挖和支護(hù)模型共有42060個有限差分單元格和4798個結(jié)構(gòu)元素。方案一頂板豎向位移最大值21.66 mm,底板豎向位移最大值13.15 mm,左幫水平位移最大值32.32 mm,右?guī)退轿灰谱畲笾?0.15 mm;頂板中部和底板中部為豎向位移最大區(qū)域,頂板豎向位移呈倒漏斗狀分布,自下向上,逐漸減小;左幫在距離幫頂約1.5～2.5 m區(qū)域?yàn)樗阶畲笪灰品植紖^(qū),右?guī)驮诰嚯x幫頂約0.65～2.2 m區(qū)域?yàn)樗阶畲笪灰品植紖^(qū)。方案二頂板豎向位移最大值20.88 mm,底板豎向位移最大值13.04 mm,左幫水平位移最大值30.41 mm,右?guī)退轿灰谱畲笾?8.44 mm。原方案、方案一和方案二支護(hù)方式下,巷道頂?shù)装寮皟蓭臀灰屏恳姳?。

表2 巷道變形量mm

由表2中數(shù)據(jù)可知,原單一錨桿支護(hù)方式下巷道頂?shù)装逡平扛哌_(dá)81.82 mm,兩幫移近量高達(dá)109.85 mm;采用方案一后巷道頂?shù)装逡平繛?4.81 mm,相比原支護(hù)方案減小57.4%,巷道兩幫移近量為62.47 mm,減小43.1%;采用方案二后巷道頂?shù)装逡平繛?3.92 mm,減小58.5%,巷道兩幫移近量為58.85 mm,減小46.4%。對比分析方案一和方案二都能夠大幅度降低巷道頂?shù)装逡约白笥規(guī)偷淖冃瘟?有效控制巷道圍巖的變形,而方案二對巷道圍巖變形的控制效果略優(yōu)于方案一,同時還可以減少錨索的施工數(shù)量,施工更為方便,因此最終選擇方案二作為巷道支護(hù)方式。

4 現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)

在實(shí)施支護(hù)方案二的巷道,采用“十字布點(diǎn)法”監(jiān)測斷面的移近量。巷道每掘進(jìn)10 m測量一次數(shù)據(jù)。圖3為測點(diǎn)位置在距掘進(jìn)面20 m處和在掘進(jìn)面附近處的測試結(jié)果。

圖3 巷道頂?shù)装寮皟蓭臀灰魄€

圖3顯示,距掘進(jìn)面20 m處頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平糠謩e穩(wěn)定于23 mm和41.5 mm,掘進(jìn)面附近處頂?shù)装搴蛢蓭鸵平糠謩e穩(wěn)定于27 mm和50.5 mm?，F(xiàn)場測試結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果非常接近,說明數(shù)值模型具有較高的可靠性。并且巷道位移量都在安全預(yù)警值(現(xiàn)場設(shè)置的安全預(yù)警值為100 mm)以內(nèi),且遠(yuǎn)小于安全預(yù)警值,說明改進(jìn)后的巷道支護(hù)方式能夠充分滿足生產(chǎn)安全需求。

5 結(jié)論

(1)利用電子鉆孔窺視儀、水壓致裂法測量出了地應(yīng)力分布狀況,確定了煤巖體強(qiáng)度。

(2)經(jīng)FLAC3D數(shù)值分析,確定深部巷道采用W型鋼帶、錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。經(jīng)對巷道監(jiān)測點(diǎn)的檢測,巷道圍巖移近量遠(yuǎn)小于安全預(yù)警值。改進(jìn)后的巷道支護(hù)方式能夠充分滿足生產(chǎn)安全需求。

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(責(zé)任編輯 張毅玲)

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

楊樹軍(1968－),男,內(nèi)蒙烏蘭察布市人,碩士學(xué)位,高級工程師,現(xiàn)任西山煤電集團(tuán)公司官地煤礦總工程師,主要從事“一通三防”及技術(shù)管理工作。