杜兒坪礦北三8號煤底抽巷分區(qū)支護(hù)技術(shù)

崔廣軍

(西山煤電(集團(tuán))有限責(zé)任公司 杜兒坪礦，山西　太原　030022)

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·技術(shù)經(jīng)驗(yàn)·

杜兒坪礦北三8號煤底抽巷分區(qū)支護(hù)技術(shù)

崔廣軍

(西山煤電(集團(tuán))有限責(zé)任公司 杜兒坪礦，山西太原030022)

以杜兒坪礦北三8號煤層底抽巷為研究對象，通過FLAC3D數(shù)值模擬對巷道開挖后的圍巖應(yīng)力變化進(jìn)行分析，確定了巷道頂板和煤幫中應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)的范圍。根據(jù)模擬結(jié)果，在具體的方案設(shè)計(jì)中根據(jù)底抽布置區(qū)域地質(zhì)構(gòu)造情況的不同，將底抽巷的布置區(qū)域分為無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域和地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域。前期采用分區(qū)支護(hù)方式，在無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域采用矩形巷道錨網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，在地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域采用梯形棚式巷道錨網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，后期采用錨索補(bǔ)強(qiáng)加固，降低由于回采擾動造成的巷道變形。現(xiàn)場應(yīng)用表明，采用分區(qū)式支護(hù)、采前補(bǔ)強(qiáng)加固支護(hù)方式進(jìn)行巷道支護(hù)能夠取得良好的圍巖控制效果，保證了底抽巷的穩(wěn)定。

底抽巷；圍巖應(yīng)力；地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域；無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域；數(shù)值模擬；補(bǔ)強(qiáng)錨索；分區(qū)支護(hù)

在煤礦開采過程中，瓦斯問題一直是影響我國煤礦安全、高效開采的主要因素，因此，在高瓦斯礦井開采中必須采取瓦斯防治措施[1-2].開采保護(hù)層和預(yù)抽放卸壓煤層瓦斯是解決高瓦斯煤層開采難題的主要措施[3-4]. 通過底抽巷進(jìn)行預(yù)抽采瓦斯是現(xiàn)在我國高瓦斯煤層開采過程中瓦斯抽放的一種主要方式，具有良好的瓦斯抽放效果。但由于底抽巷在整個使用過程中受到上下2個煤層劇烈的采動影響，巷道的變形量較大，難以維護(hù)，因此，國內(nèi)的眾多學(xué)者和工程技術(shù)人員對底抽巷的支護(hù)設(shè)計(jì)、支護(hù)形式等進(jìn)行了研究。楊國和、柏建彪[5]等通過數(shù)值模擬和工程實(shí)踐對底抽巷的位置及支護(hù)方式進(jìn)行了研究，提出內(nèi)錯布置及讓壓錨桿支護(hù)。程鵬、張劍[6]等通過對圍巖力學(xué)參數(shù)測定以及數(shù)值模擬，提出采用高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿的支護(hù)方式。郁鐘銘、彭斌[7]等通過理論分析和數(shù)值模擬的方式對底抽巷的布置層位進(jìn)行了可行性研究分析。眾多學(xué)者和工程技術(shù)人員對底抽巷設(shè)計(jì)及支護(hù)的研究提升了我國高瓦斯礦井底抽巷設(shè)計(jì)和支護(hù)水平。但是由于不同地區(qū)礦井的地質(zhì)條件有著較大的差異，特別是在一些地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜地區(qū)進(jìn)行底抽巷布置時(shí)往往存在一定的支護(hù)技術(shù)難題，因此，對地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜情況下底抽巷的支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行研究有著重要的意義。本文以西山煤電集團(tuán)公司杜兒坪礦北三8號煤底抽巷為研究對象，對底抽巷的支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行研究，采用數(shù)值模擬的方式分析巷道開挖過程中圍巖應(yīng)力的變化，確定巷道圍巖的應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)，從而結(jié)合地質(zhì)情況確定具體的支護(hù)參數(shù)。同時(shí)根據(jù)底抽巷的不同地質(zhì)情況采用分區(qū)支護(hù)形式。該底抽巷支護(hù)方式取得了良好的工程效果，能夠?yàn)橄嗨频刭|(zhì)條件下的底抽巷支護(hù)設(shè)計(jì)提供借鑒。

1　工程地質(zhì)概況

杜兒坪礦8號煤層底板等高線標(biāo)高1 005.5～1 037 m，地面標(biāo)高1 398～1 560 m，埋藏深度363～555 m，平均466 m. 9號煤層位于8號煤層下方，距8號煤層1.36～2.40 m，平均1.55 m.煤層頂?shù)装鍘r性見圖1. 北三8號煤層瓦斯絕對涌出量是30 m3/min，下部9號煤層瓦斯絕對涌出量20 m3/min.

圖1　煤層頂?shù)装鍘r性柱狀圖

根據(jù)礦井生產(chǎn)要求以及回采過程中瓦斯涌出情況，為達(dá)到回采過程中瓦斯抽放要求，底抽巷的凈斷面最小為11 m2.根據(jù)相關(guān)的地質(zhì)鉆孔和鄰近工作面回采過程中的地質(zhì)情況，底抽巷開口往前159 m將遇到1395號陷落柱，預(yù)計(jì)施工過程中可能遇到其它隱伏陷落柱；巷道開口往前236 m、840 m將依次遇到2條正斷層：H=1.4∠75°、H=1.3∠75°，預(yù)計(jì)施工過程中還有可能遇到隱伏斷層。

2　底抽巷布置位置

8號煤層開采過程中的瓦斯涌出量超限主要是由于下部9號煤層瓦斯涌出導(dǎo)致，因此，開掘底抽巷的主要目的是在上部8號煤層回采之前對下部9號煤層中的瓦斯進(jìn)行抽放。同時(shí)為了降低下部9號煤層開采中的掘進(jìn)工作量，縮短抽放瓦斯的排放距離以及根據(jù)相關(guān)的經(jīng)濟(jì)性比較，決定將68306底抽巷布置在8號煤兩個工作面煤柱中間下部，沿9號煤掘進(jìn)。北三8號煤下68306底抽巷布置關(guān)系見圖2.

圖2　68306底抽巷布置平面圖

3　68306底抽巷圍巖應(yīng)力變化模擬分析

3.1建立模型

根據(jù)巷道所處位置和地質(zhì)資料，利用FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬，建立摩爾-庫倫計(jì)算模型[8-10]. 模型的尺寸為：長×寬×高=100 m×60 m×36 m，模型共9層，模型上方施加11.6 MPa的垂直應(yīng)力，模型底部垂直位移和左右兩側(cè)水平位移固定，模型中層位巖性特征見表1.

表1　各層巖層特征表

3.2開挖后巷道圍巖應(yīng)力變化模擬分析

3.2.1巷道開挖后圍巖垂直應(yīng)力

巷道開挖后不同時(shí)步圍巖垂直應(yīng)力云圖見圖3.

由圖3可以看出，在巷道開挖初期，底抽巷的頂板和底板出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，巷道的兩幫應(yīng)力在一定范圍內(nèi)出現(xiàn)高應(yīng)力集中區(qū)。隨著計(jì)算步時(shí)的增加，巷道頂板應(yīng)力降低區(qū)不斷地向上擴(kuò)展，逐步延伸至上部的8號煤層當(dāng)中。巷道兩幫的高應(yīng)力區(qū)隨著計(jì)算時(shí)步的增加逐步向兩幫煤層深部轉(zhuǎn)移，兩幫應(yīng)力集中區(qū)域范圍增加。因此，幫部處于應(yīng)力增高區(qū)，容易受到破壞，出現(xiàn)片幫現(xiàn)象。

圖3　巷道開挖后不同時(shí)步圍巖垂直應(yīng)力云圖

3.2.2巷道頂板垂直應(yīng)力與切向應(yīng)力

巷道頂板垂直應(yīng)力變化曲線見圖4.由圖4可以看出，距離巷道上方一定距離的頂板中出現(xiàn)垂直應(yīng)力降低區(qū)。在距離巷道頂部6 m范圍內(nèi)頂板的垂直應(yīng)力低于原巖應(yīng)力，且隨著計(jì)算時(shí)步的增加圍巖應(yīng)力不斷減小；在巷道上方6 m以外頂板的垂直應(yīng)力與原巖應(yīng)力接近。由此可以看出，巷道頂部上方6 m以上的圍巖處于較為穩(wěn)定的狀態(tài)，距離巷道上方6 m內(nèi)的頂板處于應(yīng)力降低區(qū)。

圖4　巷道頂板垂直應(yīng)力變化曲線圖

巷道頂板切向應(yīng)力變化曲線見圖5.由圖5可以看出，在距離巷道上方1.5 m左右的頂板中形成切向應(yīng)力集中區(qū)。隨著計(jì)算時(shí)步的增加，巷道上方頂板1.5 m范圍內(nèi)的切向應(yīng)力不斷的增加，應(yīng)力極值由19 MPa增加到27 MPa.頂板由于卸載作用，在卸壓一定范圍內(nèi)區(qū)域出現(xiàn)切向的拉應(yīng)力，頂板巖石易出現(xiàn)拉斷破壞，直至出現(xiàn)離層現(xiàn)象。

圖5　巷道頂板切向應(yīng)力變化曲線圖

3.2.3巷道幫部垂直應(yīng)力和切向應(yīng)力

煤幫中垂直應(yīng)力變化曲線見圖6.由圖6可以看出，巷道開挖后，在巷道煤幫2 m處形成垂直應(yīng)力集中區(qū)。隨著計(jì)算步時(shí)的增加，距離巷道煤壁2 m處的煤幫中垂直應(yīng)力由14.4 MPa逐步增加到18.5 MPa，在煤幫中形成垂直應(yīng)力集中區(qū)，而在2 m外的煤幫中垂直應(yīng)力逐步減小。

圖6　煤幫中垂直應(yīng)力變化曲線圖

煤幫中切向應(yīng)力變化曲線見圖7.由圖7可以看出，煤巷中距離煤壁2 m范圍內(nèi)的煤幫中切向應(yīng)力低于煤幫內(nèi)2 m以外深處的切向應(yīng)力，屬于切向應(yīng)力降低區(qū)。在巷道煤幫距煤壁2 m范圍內(nèi)煤幫中的切向應(yīng)力在8 MPa以下，低于原巖應(yīng)力，且隨著計(jì)算時(shí)步的增加，變化不大。

圖7　煤幫中切向應(yīng)力變化曲線圖

從數(shù)值模擬分析可以看出，巷道開挖之后在巷道的圍巖中存在著應(yīng)力降低區(qū)和高應(yīng)力集中區(qū)。當(dāng)應(yīng)力集中區(qū)的巖石超過其強(qiáng)度極限時(shí)，巖石發(fā)生破碎，圍巖產(chǎn)生裂隙和變形。

根據(jù)巷道周圍的應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)大小和范圍，確定相應(yīng)的支護(hù)形式和支護(hù)參數(shù)，以加強(qiáng)圍巖的結(jié)構(gòu)強(qiáng)度，使圍巖內(nèi)部應(yīng)力均勻分布，形成圍巖整體，限制圍巖變形。

4　支護(hù)形式設(shè)計(jì)

4.1無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道掘進(jìn)支護(hù)形式

基于無構(gòu)造區(qū)域的巷道應(yīng)力集中強(qiáng)度、底抽巷抽放瓦斯能力、9號煤層賦存狀況以及9號煤層回采需要，確定無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道為矩形巷道：寬×高=4 m×3 m.通過數(shù)值模擬分析可知，巷道上方1～1.5 m存在切向應(yīng)力降低區(qū)，因此，在頂板支護(hù)中錨桿錨固端應(yīng)布置在切向應(yīng)力降低區(qū)以外，阻止巷道上方頂板發(fā)生剪切破壞和層間滑動，避免巷道頂板發(fā)生大面積破壞。同時(shí)由于巷道上方直接頂為1.6 m厚的細(xì)砂巖，厚度較小，容易破斷垮落，因此，需要將錨桿錨固端設(shè)置在上部頂板當(dāng)中。巷道煤幫距煤壁1.5 m范圍內(nèi)是應(yīng)力降低區(qū)，應(yīng)力降低區(qū)煤幫較為破碎，穩(wěn)定性差，因此，巷道幫部錨桿應(yīng)將錨固端布置在垂直應(yīng)力降低區(qū)域以外，同時(shí)要能夠?qū)?.5 m范圍內(nèi)應(yīng)力降低區(qū)的煤幫進(jìn)行加固。

根據(jù)應(yīng)力降低區(qū)的范圍和頂板巖層情況確定無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域的巷道加固按照圖8所示進(jìn)行。頂錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網(wǎng)、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，間距850 mm，在鋼帶眼里打注5根錨桿，縱間距1 m.幫錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網(wǎng)、280×300 W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，按照距頂300 mm，間距900 mm，打注3根錨桿，縱間距1 m，并鋪設(shè)2 400 mm×2 400 mm的菱形金屬網(wǎng)。在安裝過程中幫部錨桿配套使用1根MSK2380樹脂錨固劑，頂錨桿配套使用1根MSCK2360和1根MSK2380樹脂錨固劑。根據(jù)測試該種形式下的錨桿的初錨力大于50 kN.

圖8　無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)巷道初期支護(hù)示意圖

4.2構(gòu)造區(qū)域巷道掘進(jìn)支護(hù)形式

根據(jù)鄰近工作面掘進(jìn)和回采過程中的礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)，構(gòu)造區(qū)域附近巷道掘進(jìn)和回采過程中應(yīng)力集中程度較強(qiáng)，特別是巷道的角頂經(jīng)常性的出現(xiàn)大變形而垮落，采用矩形巷道錨網(wǎng)支護(hù)方式巷道變形破壞嚴(yán)重。梯形棚式巷道在地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域應(yīng)用的主要優(yōu)點(diǎn)是能夠通過增大梯形棚的岔角來降低巷道頂角和幫部的應(yīng)力集中程度，從而有效降低巷道在構(gòu)造區(qū)域的變形量，保證巷道初期穩(wěn)定。

在地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域68306底抽巷斷面設(shè)計(jì)為梯形，采用棚錨聯(lián)合支護(hù)方式，根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果確定錨桿的布置參數(shù)，具體的巷道支護(hù)形式見圖9.巷道斷面上寬3.5 m，下寬4.5 m，高度3 m. 棚距為0.9 m，架棚支護(hù)采用梁長3.8 m(凈口3.5 m)，棚腿長3.2 m，采用盤五勾六支護(hù)，棚距0.9 m. 頂錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網(wǎng)、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，間距850 mm. 幫部錨桿向上傾斜安裝，傾角為10°，采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網(wǎng)、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，按照矩形布置，縱間距為900 mm.施工過程中錨桿的安裝和相關(guān)錨固劑的采用和無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域相同。

圖9　地質(zhì)構(gòu)造區(qū)巷道初期支護(hù)示意圖

4.3后期補(bǔ)強(qiáng)加固

底抽巷完成以后巷道基本穩(wěn)定。上部8號煤層進(jìn)行回采，將對下部底抽巷造成影響，使得回采工作前方頂板中出現(xiàn)應(yīng)力集中。為了保證上部工作面回采期間底抽巷的穩(wěn)定，使其具有有效的使用斷面，在工作面前方25 m處進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)加固。由數(shù)值模擬結(jié)果可知，距離巷道上方6 m范圍內(nèi)的頂板為垂直應(yīng)力降低區(qū)，6 m向上為原巖應(yīng)力區(qū)，同時(shí)巷道上方6 m范圍內(nèi)的頂板主要是薄層細(xì)砂巖和8號煤層，容易受到采動影響而發(fā)生破壞性變形，因此，要將錨索端部錨固在上部原巖應(yīng)力區(qū)的堅(jiān)固頂板中，無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)和地質(zhì)構(gòu)造區(qū)頂板加固方式見圖10，圖11. 在巷道頂板打注d21.6 mm×8 000 mm錨索，布置方式為5花型，單排縱間距2 m，所有支護(hù)的錨索都打注在2條鋼帶中間。在安裝過程中錨索配套使用2根MSCK2360和1根MSK2380樹脂錨固劑。依錨固劑凝固速度的快慢，按先快后慢的順序?qū)㈠^固劑注入孔中。

圖10　無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道補(bǔ)強(qiáng)加固斷面圖

圖11　地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道補(bǔ)強(qiáng)加固斷面圖

5　支護(hù)效果分析

在底抽巷掘進(jìn)階段、回采影響階段和變形穩(wěn)定階

段，對其圍巖變形量進(jìn)行了監(jiān)測。在掘進(jìn)階段底抽巷的頂?shù)装逡平亢蛢蓭偷囊平烤^小，不影響巷道的正常使用。在回采影響階段無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域的底抽巷的整體變形量較小，見圖12.地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道與無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域相比頂?shù)装逡平坑幸欢ǖ脑黾?，但是巷道的整體斷面面積仍然能滿足瓦斯抽放設(shè)計(jì)要求。在變形穩(wěn)定階段巷道受采動影響已經(jīng)結(jié)束，變形穩(wěn)定階段巷道的變形量極小，巷道保持長期穩(wěn)定。

6　結(jié)　論

1) 通過數(shù)值模擬分析巷道開挖過程中圍巖中應(yīng)力變化及分布情況，確定了巷道圍巖中應(yīng)力降低區(qū)和高應(yīng)力集中區(qū)的位置和范圍，從而確定具體支護(hù)參數(shù)。

2) 根據(jù)底抽巷布置區(qū)域的地質(zhì)情況將布置區(qū)域分為無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域和地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域，在無地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域采用矩形巷道，地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域采用梯形棚式巷道。地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域采用梯形棚式巷道降低了地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域巷道圍巖的應(yīng)力集中程度及巷道的變形量。

3) 在上層煤回采期間，通過對底抽巷采用補(bǔ)強(qiáng)錨索進(jìn)行超前補(bǔ)強(qiáng)加固，提升巷道的承載能力，有效地減少了回采擾動階段巷道的變形量，保證了巷道的穩(wěn)定。

4) 工程實(shí)踐表明，采用該種方式確定的底抽巷支護(hù)形式能夠取得良好的圍巖控制效果，有效地降低巷道的變形量，保證底抽巷的有效使用。

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Partition Supporting Technology of North Three Area No.8 Coal End-located Drainage Roadway in Du’erping Coal Mine

CUI Guangjun

Takes north three area No.8 coal end-located drainage roadway as research object, by using the method of FLAC3D numerical simulation, analyzes the change of surrounding rock stress after the roadway excavation, and determines the range of stress reduction zone and stress concentration area in roadway roof and the side of coal. In the design, end-located drainage is divided into no geological structure area and geological structure area according to the simulation results and geological structure. First stage, the combined support of the rectangular roadway is adopted in the non geological structure area, the anchor net combined support with trapezoidal tunnel is adopted in the geological structure area. In the later stage, the reinforcement of the anchor cable is used to reduce the deformation of the roadway caused by mining disturbance. The practice result shows that it can achieve good control effect of surrounding rock, and ensure the stability of the end-located drainage roadway.

End-located drainage roadway; Surrounding rock stress; Geologic structure area; Non-geologic structure area; Numerical simulation; Strengthen anchor cable; Partition supporting

2016-05-13

崔廣軍(1979—)，男，河南林州人，2010年畢業(yè)于中國礦業(yè)大學(xué)，工程師，主要從事煤礦設(shè)計(jì)和技術(shù)管理工作

(E-mail)1394872201@qq.com

TD353

B

1672-0652(2016)06-0008-05