强烈动压影响瓦排巷围岩控制技术研究.pdf
煤炭工程 2 0 1 3年第 2期 强烈动压影响瓦排巷 围岩控制技术研 究 张剑1 ,2 1 . 煤炭科学研究总院 开采设计研究分院,北京1 0 0 0 1 3 ; 2 .天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京1 0 0 0 1 3 摘要 提 出高瓦斯矿井瓦排巷是受外部环境扰动影响支护 困难巷道之一,分析 了瓦斯尾巷 发生变形与破坏的过程,强调上下区段工作面回采对尾巷影响程度最大。研究了尾巷破坏失稳机 理 ,提 出煤柱两侧 工作面沿倾 向形成类似 “ 砌体梁” 结构,煤柱 附近采空 区基本顶断裂失稳和 上覆岩层回转下沉是造成瓦排巷破坏的主要原因,据此提 出控制尾巷 围岩稳定的三项技术关键 防止顶板下沉 ;加 大煤柱帮支护强度 ;关键部位补 强支护。中兴矿 瓦排巷 支护试验表 明,2 2 0 6 工作面回采稳定后 ,尾巷顶板最大下沉 1 6 1 m m,两帮最大移近 1 8 1 mm,且顶板深浅部 离层均未 超过 1 5 mm,瓦排巷围岩 变形得到显著控制,成功实现二次复用。 关键词动压巷道;瓦斯尾巷 ;围岩控制;支承压力;巷道 支护 中图分类号T D 3 5 3 文献标识码 B 文章编号1 6 7 1 0 9 5 9 2 0 1 3 0 2 - 0 0 7 6 -04 S t ud y o n I nt e n s i v e Dy n a mi c Pr e s s u r e Affe c t e d t o S ur r o u nd i ng Co n t r o l Te c h n o l o g y o f Ga s Dr a i n a g e Ga t e wa y Z HANG J i a n 1 . Mi n i n g a n d D e s i g n B r a n c h ,C h i n a C o a l R e s e a r c h I n s t i t u t e ,B e ij i n g 1 0 0 0 1 3 ,C h in a ; 2 . Mi n i n g a n d d e s i g n D e p a r t m e n t ,T i a n d i S c i e n c e a n d T e c h n o l o g y C o m p a n y L t d . ,B e i j i n g 1 0 0 0 1 3 ,C h i n a Ab s t r a c t T h e p a p e r p r o p o s e d t h a t t h e g a s d r a i n a g e r o a d wa y i n t h e h i g h g a s s y mi n e w a s o n e o f t h e d i f f i c u l t s u p p o r t r o a d wa y a f f e c t e d b y t h e o u t e r e n v i r o n me n t d i s t u r b a n c e s . T h e p a p e r a n aly z e d t h e d e f o r ma t i o n a n d f a i l u r e p r o c e s s o f t h e g a s d r a i n a g e t a i l g a t e w a y a n d s t r e s s e d t h e c o a l mi n i n g a t t h e t o p a n d l o w s e c t i o n o f t h e c o a l mi n i n g f a c e h i g h l y a f f e c t e d t o t h e t a i l g a t e wa y . T h e p a p e r s t u d i e d t h e f a i l u r e a n d s t a b i l i t y l o s t me c h a n i s m o f t h e t a i l g a t e w a y . T h e p a p e r p r o p o s e d t h a t t w o s i d e c o a l p i l l a r s a l o n g t h e c o a l mi n i n g f a c e wo u l d f o rm a s i mi l a r “ l i n e d b e a m ” s t r u c t u r e a n d t h e b a s e r o o f b r o k e n a n d s t ab i l i t y l o s t a n d t h e o v e r b u r d e n s t r a t a r o t a r y s u b s i d e n c e a b o v e t h e g o af n e a r t h e c o a l p i l l a r wo u l d b e ma i n c a u s e s t o O C C U r t h e f a i l u r e o f t h e g a s d r ain a g e g a t e wa y . b a s e o n t h e c i r c u ms t a n c e s , t h r e e t e c h n i c a l k e y s t o c o n t r o l t h e s t a b i l i t y o f t h e s u r r o u n d i n g r o c k a l o n g t h e t a i l g a t e w a y we r e p r o v i d e d,i n c l u d i n g t h e p r e v e n t i o n o f t h e r o o f s u b s i d e n c e , i mp r o v e d s u p p o rt s t r e n g t h o f t h e c o a l p i l l a r a n d a d d i t i o n a l s u p p o rt o f t h e k e y l o c a t i o n s . Th e s u p p o r t e x p e r i me n t i n Z Ho n g x i n g Mi n e s h o w e d t h a t aft e r t h e s t ab i l i z a t i o n o f t h e mi n i n g i n N o . 2 2 0 6 c o a l mi n i n g f a c e , t h e ma x s u b s i d e n c e o f r o o f i n t h e t a i l g a t e wa y w a s 1 6 1 mm ,t h e ma x c o n v e r g e n c e o f t h e t wo s i d e wall s a l o n g g a t e wa y w a s 1 8 1 mm ,t h e b e d s e p a r a t i o n i n t h e s h a l l o w p a r t o f t h e r o o f wa s n o t o v e r 1 5 mm a n d t h e s u r r o u n d i n g r o c k d e f o rm a t i o n alo n g t h e g a s d r a i n a g e g a t e w a y wa s o b v i o u s l y c o n t r o l l e d . T h e s e c o n d a ry u t i l i z a t i o n o f t h e g a t e w a y w a s s u c c e s s f u l l y r e ali z e d . Ke y wo r d s d y n a mi c p r e s s u r e g a t e wa y ; g a s t a i l g a t e wa y;s u rro u n d i n g r o c k;s u p p o r t p r e s s u r e ; g a t e wa y s u p p o rt 巷道支护的难易程度主要取决于巷道围岩的地质条件, 巷道在生产系统的功能,以及巷道受到外部环境的扰动破 坏程度等因素⋯。受外部环境扰动破坏难支护巷道有沿空 巷道,强烈采动影响巷道等 。矿井开采煤层瓦斯赋存 含量高,u型通风方式采用 “ 三进两回” 或者 “ 两进一 7 6 回”模式布置工作面,专门设置用于抽放瓦斯的巷道,称 作瓦排巷或者瓦斯尾巷,它起着抽放上区段工作面瓦斯 , 兼承担下区段工作面回风的双重功能,决定了尾巷必然经 受上下区段工作面回采动压的强烈作用,巷道围岩必将发 生强烈变形与破坏。针对多次动压影响巷道围岩的稳定性 收稿 日期 2 0 1 2 0 91 4 基金项目天地科技股份有限公司工艺技术创新项目 K J J J 一2 0 1 1 一K C S J一 0 5 作者简介张剑 1 9 7 4一 ,男,内蒙古武川人 ,工程师,硕士,长期从事煤矿巷道矿压理论与支护技术 的研究工 作 。 2 0 1 3年第 2 期 煤炭工程 控制 ,国内学者开展了深入细致的研究,形成众多的研究 成果,有效地指导了该类巷道支护设计。 本文针对高瓦斯矿井瓦斯尾巷受到强烈动压影响,分 析瓦排巷围岩的受力和变形特征,研究尾巷围岩破坏机理 , 提出围岩控制技术 ,并例举应用实例,检验理论分析的可 行性。 1 瓦排巷围岩变形破坏特征及机理 1 . 1 瓦排巷 围岩 变形破坏特征 排瓦巷受到相邻区段工作面回采影响,巷道从开掘到 报废 ,经历采动造成的围岩应力重新分布过程 ,围岩变形 会持续增长和变化 ,经历五个阶段 1 巷道掘进影响阶段。煤体内开掘巷道后,巷道围岩 出现应力集中,在形成塑性区的过程中,围岩向巷道空间 显著位移。随着巷道掘出时间的延长,围岩变形速度逐渐 衰减 ,趋向缓和。巷道的围岩变形量主要取决于巷道埋藏 深度和围岩性质。比如汾西中兴煤矿瓦斯排放巷,掘进期 间变形比较小, 一般顶底板移近量大约 1 2 0 m m,两帮位移 量在 1 0 0 m m左右,巷道掘出后大致 1 01 5 d后围岩变形趋 于稳 定。 2 掘进影响稳定阶段。掘巷引起的围岩应力重新分布 趋于稳定,由于煤岩一般具有流变性,围岩变形还会随时 间而缓慢增长,但其变形速度比掘巷初期要小得多。巷道 的围岩变形速度仍取决埋藏深度和围岩性质。 3 采动影响阶段。巷道受上区段工作面的回采影响 后,在回采引起的超前支承压力作用下 ,巷道围岩应力再 次重新分布,塑性区显著扩大,围岩变形急剧增长。在工 作面后方附近,由巷道上方和采空区一侧顶板弯曲下沉和 显著运动使得支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值。 远离工作面后方 ,巷道围岩变形速度逐渐衰减。巷道围岩 性质、护巷煤柱宽度 、工作面顶板岩层结构对该时期围岩 变形量影响最大 J 。受到一次采动影响后。中心煤矿瓦排 巷变形相比掘进稳定期间急剧增加 ,顶板下沉高达 1 . 0 1 . 5 m,巷道也发生严重的底鼓 ,鼓出量高达 1 . 0 m以上, 而两帮移进增加更加显著,位移量普遍能达到 1 . 0 m以上, 巷道变形破坏非常严重,到了不进行返修无法使用的地步。 4 采动影响稳定阶段。回采引起的应力重新分布趋向 稳定后,巷道围岩变形速度再一次显著降低 ,但仍然高于 掘进影响稳定阶段时变形速度,围岩变形量按流变规律不 断缓慢地增长。 5 二次采动影响阶段。巷道受本区段回采工作面的回 采影响时,由于上区段残余支承压力,本区段工作面超前 支承压力相互叠加,巷道围岩应力急剧增高,引起围岩应 力又一次重新分布,塑性区进一步扩大,应力的反复扰动 使围岩变形比仅受一次采动影响时更加强烈。经受二次采 动影响后,中兴煤矿瓦排巷变形和破坏进一步加剧 ,严重 地段顶底板移近量几乎达到整个巷道高度,而两帮位移也 继续增大,严重部位几乎接近巷道两帮宽度,处于报废 状态。 1 . 2 瓦排巷 围岩破坏机理 一 般情况下,高瓦斯矿井瓦斯尾巷采用大煤柱护巷方 式布置,煤柱宽度一般在 2 03 0 m范围,煤柱两侧采空后 形成的侧向支承压力分布特征 ,如图 1 所示。 \ / 。 / \ / I \ l I Ⅱ Ⅲ Ⅱ I 』 I一破裂区; Ⅱ一塑性 区;Ⅲ一弹性区 图 1 煤柱 两侧 支承压力分布 形态 定义煤壁到支承压力峰值位置的距离为 ‰,煤壁到支 承压力影响边界的距离为 ,为了简化计算 ,假设煤壁到 支承压力峰值位置 极限平衡区内 及峰值位置到其影响边 界 及弹性区域 的变化按照线性规律分别递增和递减 J 。 大小为,在极限平衡区内由 0增长到峰值;弹性区域内由 峰值减少到原岩自重应力。则支承压力强度为 [ 1.j} 1一 0 ] 7 。支 一 式中 应力集中系数; 煤层上覆岩层平均容重,k N / m ; H 一煤层埋藏深度,m。 上区段工作面回采后 ,靠近瓦排巷煤柱一侧采空区顶 板沿倾斜方向形成了类似 “ 砌体梁”结构 ,如图 2所 示。上区段工作面运输巷道顶板及实体煤柱承受基本顶及 上覆岩层运动的作用,主要体现在基本顶发生断裂失稳, 以及上覆岩层回转下沉 ,在沿煤柱侧向形成高支承压力传 递到煤柱外侧瓦排巷围岩上,引起尾巷的强烈变形和长时 问持续变形,这是引起尾巷发生破坏的主要力源。如果巷 道支护方式不合理,经上区段工作面回采动压作用,巷道 可能 因围岩变形过大而报废 。 图 2 工作面倾斜 方向基本 顶岩层 结构 示意图 本区段工作面 回采过程,受到本工作面超前支承压力 及上区段采空侧残余支承压力的叠加作用,瓦斯尾巷顶板 和煤柱帮变形加剧 ,煤柱帮受力很大 ,发生垮落性失稳; 顶板严重下沉,发生弯曲失稳或者折断破坏。 7 7 煤炭工程 2 0 1 3年第 2期 2 瓦斯尾巷围岩控制技术 瓦排巷受到上下区段工作面回采动压作用,变形与破 坏主要体现在顶板发生严重下沉,煤柱帮出现大范围移近 或者鼓出,且变形和破坏持续的时间长,需要支护强度高 且具有足够延伸率的强力支护系统才能控制巷道的强烈变 形和破坏 。瓦斯尾巷围岩控制技术关键,主要包括以下 3个方面 1 控制顶板的强烈变形和下沉。采用高预应力强力锚 杆,配合高预紧力强力锚索支护 ,已经在全国大部分矿区 得到大面积推广应用,在支护困难巷道中取得了显著的支 护效果。对于受到强烈采动影响的瓦斯尾巷,仅仅提高支 护强度不能有效控制围岩大变形 ,还需要给强力锚杆初期 提供高预应力,发挥其控制围岩变形的能力。在此基础上 , 配合高预紧力强力锚索主动把锚杆控制的浅部围岩形成的 承载结构与深部稳定围岩联合起来 ,形成厚度大、强度高 的共同承载体来抵抗强烈采动作用。 2 抵制煤柱帮的大范围移近和鼓出。瓦排巷煤柱帮作 为下区段工作面采空侧基本顶及上覆岩层失稳下沉和回转 变形的主要承载面,必然发生强烈变形甚至破坏。采用强 度低的支护方式根本无法控制,需要采用与控制顶板变形 同等强度的支护方式,而且需要配合强力短锚索加强支护 才能抵制煤柱帮的强烈变形。 3 关键部位的补强支护。关键部位主要包括巷道帮角 等位置,加强该部位的支护强度,补强薄弱部位,平衡支 护系统整体的协调性。 3 工程实例 3 . 1 工程背景 汾西中兴煤矿地处山西省交城县境内,矿井瓦斯涌出 量2 6 . 7 8 m / t ,属于高瓦斯矿井 ,煤层不易发火。开采 4 5 煤层 ,平均埋深 4 3 3 m,采区工作面采用 “ 一进两回” 模式,布置专用抽放瓦斯的尾巷,与上区段工作 面运输巷 问留 3 0 m 的护巷煤柱 。 巷道支护试验选择在一采区 2 2 0 6工作面瓦排巷,设计 长度 1 2 0 0 m。煤层厚度 1 . 6~2 . 1 6 m,平均厚度 1 . 8 8 m,其 中含夹矸 1 2层,煤层倾角4 。 一3 0 。 ,平均 1 5 。 。煤层直接 顶为黑色页岩,破碎 ,层厚 1 . 2 m,其上是黑色砂质页岩, 层厚0 . 9 m;直接顶之上是 2 煤层,层厚 1 . 1 m,其上为砂 质泥岩,层厚 1 . 0 m,含植物化石 ,水平层理发育,破碎; 老顶为灰色砂质泥岩,层厚 3 . 2 m,灰色 ,致密坚硬;直接 底为灰褐色砂质泥岩,层厚2 . 6 m。 3 . 2 支护 设计 2 2 0 6试验工 作面 瓦排巷 断面设计 呈矩形 ,规格 为 3 8 0 0 mm 0 0 m m。顶板采用型号为 2 2 m m 2 0 0 0 m m强力 锚杆,其极限破断载荷为 2 5 4 k N,延伸率为 1 8 %,间排距 为 8 0 0 mm1 0 0 0 mm,配合 1支 K 2 3 5 5和 1支 Z 2 3 6 0树脂锚 78 固剂,钻孔直径 3 0 m m,两顶角锚杆与巷道顶板垂直方向呈 1 5 。 。采用厚 3 mm,宽 2 8 0 mm,长 3 4 0 0 mm的 w 钢带 以及 4 . 2 m1 . 1 m金属网护顶,顶板中部布置规格为 2 0 m m X 7 3 0 0 m m的 l 1 9股 的强力锚索加强支护,排距 2 . 0 m。顶 板锚杆初始预紧力矩 4 0 0 N m,锚索初始预紧力 2 5 0 k N。 煤柱帮采用型号 2 2 mm2 0 0 0 mm强力锚杆,其力学 性能与顶板锚杆相同,间排距 8 0 0 m m1 0 0 0 m m,配合使用 1支 Z 2 3 6 0树脂 锚 固剂,采 用 厚 3 m m,宽 2 8 0 m m,长 1 8 0 0 ra m的w 钢带 ,配合 2 . 2 m1 . 1 m金属网护帮。在煤帮 中部布置 1 根 2 0 m m4 3 0 0 m m强力锚索加强支护,排距 2 . 0 m。锚杆 索 技术参数与顶板相同。 工作面帮采用型号为 2 0 mm X 2 0 0 0 m m高强锚杆,其 极限破断载荷 1 5 4 k N,延伸率也达到 1 8 %,间排距 8 0 0 m m 1 0 0 0 mm,采用 1支 Z 2 3 6 0树脂锚 固剂 ,使用 2 . 3 m 1 . 1 m塑料网护帮,两帮顶底角锚杆与巷帮垂直方向呈 l 0 。 , 锚杆预紧力矩 3 0 o N m。中兴煤矿 2 2 0 6工作面瓦排巷支护 设计如图3所示。 图 3 2 2 0 6工作面瓦排巷支护设计 m m 3 . 3试 验效 果 巷道掘进期间,瓦排巷基本没有发生变形,重点监测 了上区段 2 2 0 6工作面回采影响最强烈期间尾巷围岩的变形 状况 。 结合中兴矿其他工作面尾巷矿压显现特点,上区段工 作面回采 3 0 0 m后尾巷变形最严重,之后开始逐渐趋于稳 定。因此,2 2 0 6工作面回采超前观测点 3 0 0 m位置开始监 测巷道变形与离层。采用高预应力锚杆支护控制顶板下沉, 煤柱帮采用强力短锚索加强支护,瓦排巷经过一次采动影 响后 ,巷道的变形得到了显著控制,尾巷表面位移观测曲 线如图4所示,顶底板最大位移量 1 6 1 m m,两帮最大移近 量 1 8 1 m m,2 2 0 6工作面回采超前观测点大约 3 4 0 m距离后 , 表面位移缓慢增加并趋于稳定。再辅助高预紧力强力锚索 支护技术,瓦排巷经受住了两次强烈采动动压影响,下 区 段2 2 0 8 工作面回采期间,超前进行了加强支护,尾巷围岩 再变形不明显,实现了二次复用。 2 0 1 3年第2期 煤炭工程 至2 2 0 6 面距离/ m 图 4巷道 表面 位移 顶板离层观测曲线如图5所示,锚固区内顶板最大离 层量 1 5 ra m,锚固区外顶板最大离层量 l l mm,2 2 0 6工作面 回采超前观测点大约 3 3 0 m位置,顶板离层逐渐趋于稳定。 下区段 2 2 0 8回采期间,目测了尾巷顶板的离层,维持了稳 定状态,满足了二次复用。 1 5 吕 参 0 3 0 0 3 1 0 . 3 2 0 . 3 3 0 至2 2 0 6 作面距离/ m 图 5 巷道顶板离层 4结论 1 外部环境影响支护 困难巷道主要包括 沿空巷道 、强 烈动压影响巷道,其中瓦斯尾巷是受强烈动压影响支护困 难巷道之一 。 2 瓦斯尾巷受到采动影响经历掘进影响及稳定、上下 区段回采工作面采动影响与稳定等五个阶段,巷道围岩变 形大,持续时间长,巷道维护困难。 3 瓦排巷围岩破坏机理主要体现在受到上下区段工作 面采空侧形成的高支承压力作用,以及采空侧基本顶断裂 失稳和上覆岩层回转下沉作用 ,顶板极易发生弯曲变形或 者折断破坏;煤柱帮易发生压塌失稳破坏。 4 瓦斯尾巷围岩控制首先在于提高顶板初期支护刚 度,防止顶板下沉 ;其次是加强煤柱帮支护强度,阻止煤 帮压塌破坏;最后补强关键部位协调支护。 5 工程实例表明,提出的尾巷围岩控制技术,解决了 中兴矿 2 2 0 6工作面瓦排巷支护难题,实现了巷道二次复用 目标,为该类巷道支护提供了有效的技术途径。 参考文献 康红普 ,王金华.煤巷锚杆支 护理论与成套技术 [ M] .北 京 煤炭工业出版社 ,2 0 0 7 . 陈庆敏,陈学伟,金泰,等.综放沿空巷道矿压显现特 征及其 控制 技 术 [ J ] .煤 炭 学报 ,1 9 9 8 ,2 3 8 3 8 2~ 3 8 3 . 马其华 ,王宜泰.深井沿空巷道小煤 柱护巷机理 及支护技 术 [ J ] .采 矿 与 安 全 工 程 学 报 ,2 o o 9,2 6 1 2 5 2 0~ 5 2 1 . 张镇 ,林健 ,范明建.强烈动压 影响下 的沿 空留巷巷 道加固技术 [ J ] .煤炭科学技术,2 0 1 0 , 3 8 6 1 4 ~ 1 5 . 庞凤 岭.动 压巷 道 支护 技 术探 讨 [ J ] .煤 炭科 学 技术 , 2 0 o 6 ,3 4 3 7 6~ 7 7 . 张志康,王连国,单仁亮,等.深部动压巷道高阻让压支 护技术研究究 [ J ] .采矿与安全工程学报 , 2 0 1 2 ,2 9 1 3 3~3 4. 许岩.动压 巷道 围岩破坏机 理及 其控制 研究 [ D] . 西 安 西安科技大学 ,2 0 0 9 . 孙家禄 .A. H威尔逊对确定煤柱尺寸的研究 [ J ] .矿 山 测量 ,1 9 7 2 ,1 3 1 1 4 1 3 0~3 1 . 侯 朝炯 ,马念杰 .煤层巷道两帮煤 体应力 和极 限平衡 区的 探讨 [ J ] .煤炭学报,1 9 8 9 ,1 2 4 2 1 ~ 2 5 . 钱鸣高 ,石平五 ,许家林.矿山压力 与岩层控制 [ M] .徐 州 中国矿业大学 出版社 ,2 0 1 0 . 康红普,林健,吴拥政.中国岩石力学与工程学会地下 工程分组 .第 十届 全 国岩 石力 学与 工程 学 术大 会论 文 集 [ C]/ / 高应力巷道强力锚杆 支护技术及应用.北 京中国 电力出版社 ,2 o o 8 7 1 ~7 5 . 责任编辑郭继圣 ※信息资讯 建设信息※ 甘肃省瓜州两大煤化工项 目开始建设 、 新年伊始,总投资 4 0亿元的年产 6 0 0万 t 碳质还原剂综合利用循环经济项目和瓜州柳沟煤基联化循环经济产业园项 目 在瓜州县安营扎寨,并拉开建设大幕。 据了解,年产 6 0 0万 t 碳质还原剂综合利用循环经济项 目,总投资 2 2亿元,计划形成 “ 煤一焦一 电一油一炭 活性 炭 ”循环经济产业链。该项 目建成后,可实现年销售收入 5 . 7亿元 ,吸纳劳动就业 3 00 余人。 瓜州柳沟煤基联化循环经济产业园项目总投资 1 8 . 8亿元,项 目建成后 ,将形成年产 3 0 0万 t 兰炭、2 0万 t 精炼煤焦油 的生产能力,可实现年销售收入2 3亿元,并就地消纳电能近 1 O亿 k W h ,吸纳劳动就业 2 00 余人。 [ 本刊通讯 员] 7 9 1j 1J 1 J 1j 1 j 1J 1J m u