瓦斯技术在回采工作面的应用.pdf

第25卷 第10期 岩石力学与工程学报 Vol.25 No.10 2006 年 10 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Oct.，2006 收稿日期收稿日期2005–09–20；修回日期修回日期2005–11–11 基金项目基金项目国家自然科学基金资助项目50674045；湖南省自然科学基金项目04JJ3113 作者简介作者简介王卫军1965–，男，博士，1990 年毕业于贵州工业大学采矿工程专业，现任教授，主要从事软岩、煤巷支护等方面的教学与研究工作。 E-mailwjwang 深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究 王卫军 1，李树清1，欧阳广斌2 1. 湖南科技大学 能源与安全工程学院，湖南 湘潭 411201；2. 平顶山煤业集团公司四矿，河南 平顶山 467000 摘要摘要分析深井煤层巷道围岩变形特征和支护失效的原因，提出此类巷道的内外结构耦合平衡支护原理。对深井 煤层巷道的围岩控制，必须有较高强度的支护结构参与巷道开掘后围岩应力的调整过程，减少围岩内部煤体强度 损失。在巷道周围应尽快形成稳定内部承载结构，这样才能缩小围岩塑性流动区的范围，维护巷道的稳定。进行 工业性试验，取得较好效果。 关键词关键词采矿工程；深井；煤层巷道；围岩控制；内结构；外结构 中图分类号中图分类号TD 32 文献标识码文献标识码A 文章编号文章编号1000–6915200610–2102–06 STUDY ON TECHNIQUE AND TEST OF SURROUNDING ROCK CONTROL OF DEEP SHAFT COAL ROADWAY WANG Weijun1，LI Shuqing1，OUYANG Guangbin2 1. College of Energy and Safety，Hunan University of Science and Technology，Xiangtan，Hunan 411201，China； 2. The Fourth Mine，Pingdingshan Mining Group Company，Pingdingshan，Henan 467000，China AbstractThe deation feature of deep shaft coal roadway is analyzed，and the reason for many kinds of support failures is studied. The coupling balance supporting principle of inner and outer structures is put forward for these roadways. For surrounding rock control of deep shaft coal roadway，it is necessary for the high strength supporting structure to take part in the redistribution of stresses in surrounding rock after excavation，so as to decrease the strength damage of coal. Thus the stable bearing structure can be ed rapidly around the roadway， and the area of plastic fluid zone of surrounding rock can be reduced. The industrial test shows that the supporting principle is correct. Key wordsmining engineering；deep shaft；coal roadway；surrounding rock control；inner structure；outer structure 1 引引 言言 从现场发现，深井煤巷600～800 m 以下的矿 山压力显现有以下特点[1 ，2] 1 巷道围岩初始变形 速度大，掘进后第 1 天两帮移近量达几十毫米。2 围岩变形持续时间长，一般都要持续几个月甚至巷 道全封闭。3 在巷道开挖时发生高应力劈裂现象。 巷道经常突然来压，造成锚杆破断，两帮和顶板可 听到岩体破裂声音。4 与一般软岩巷道不同，深 井煤层巷道围岩变形具有明显的分层性，一般情况 下首先是两帮煤体被迅速挤出，紧接着是强烈底鼓， 然后是顶板下沉。 从深井煤巷的矿山压力显现可知，巷道开挖后 第 25 卷 第 10 期 王卫军等. 深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究 2103 集中应力峰值迅速向两帮煤体内部移动，由于两帮 煤体强度较低，巷道围岩大范围松散破碎，围岩应 力场难以在短时间内通过自身的调节达到平衡。而 浅部煤巷掘出后，围岩应力也有一个调整过程，应 力峰值同样向两帮煤体内移动，但应力场很快达到 新的平衡。这是深部煤巷和一般煤巷的矿压相比而 言显现出的不同特点。 长期以来，国内外学者对软岩巷道的围岩控制 进行了大量深入的研究，提出了多种支护理论，如 新奥法理论、松动圈理论、联合支护理论、锚喷– 弧板支护理论等，基本观点为对于软岩支护，单纯 加强支护刚度是难以奏效的，要先柔后刚，先让后 抗，柔让适度，稳定支护。这些理论对软岩支护均 起到重要的指导作用。 然而， 由于原岩应力的增加， 深部巷道围岩的力学行为与浅部有较大的差别[3]， 经常发生因支护失效而导致巷道报废的现象。近年 来，深井煤层巷道支护技术一直在积极探索之中， 支护形式有锚喷、 重型 U 型钢支架以及混凝土弧板 等，到目前为止，还没有一种支护方法是十分成功 的。实践证明，简单沿用已有的软岩支护理论难以 解决深部煤层巷道的支护问题。在理论研究和现场 试验的基础上， 本文提出了深井煤巷围岩控制的内、 外结构耦合平衡支护原理。 2 深井煤层巷道支护原理深井煤层巷道支护原理 2.1 内、外承载结构稳定原理内、外承载结构稳定原理 对于一般的煤层巷道，无论棚式或锚杆支护， 支护的对象是巷道四周松动破碎围岩，也就是说巷 道外部围岩是稳定的。现有的关于巷道支护的理论 是基于这一假设之上的。如悬吊理论认为，锚杆的 作用是把巷道表面不稳定的岩体锚固在完整岩体 上，还有组合梁、组合拱理论也是针对破碎岩体的。 支护的目的主要是防止巷道表面附近破碎岩体垮落 和蠕变变形。 由于深井煤层巷道围岩在高应力作用下形成较 大的破碎区和塑性区，相对而言，其外部围岩是不 稳定的，应力峰值相对无限外移，使得巷道围岩持 续变形。因此，深井煤巷支护的目的不能只是阻止 破碎岩体垮落和蠕变变形，而且还需限制围岩应力 峰值的外移。 为此，对深井巷道的围岩控制，引入“内、外 承载结构”的概念。 “外结构”是指锚固体、注浆体 及支架等巷道支护结构； “内结构”指巷道围岩应力 峰值点附近，以部分塑性硬化区和软化区煤岩体为 主体组成的承载结构[3 ，4]，为主承载结构。当巷道 围岩应力较低时，巷道掘出后，围岩经过短暂的应 力调整，形成稳定的内承载结构。当巷道位于深部 时，巷道掘出后，在应力调整过程中，围岩破碎区、 塑性区迅速扩大，内结构迅速内移向围岩内部， 在内结构内移的过程中，若没有外结构来调整应力 场并达到新的平衡，则内结构将持续内移，直至巷 道破坏形成平衡的应力场为止；但是若外结构过早 形成，围岩应力场尚处在初期剧烈的调整阶段，则外 结构难以承受围岩应力场的作用而失稳，达不到调 整应力场和缩小围岩松动范围、维护巷道稳定的目 的。因此，外结构通过围岩应力场影响内结构的形成 过程，当外结构在强度、支护时间与内结构的形成实 现耦合，内结构就能较早形成，巷道围岩才能稳定。 2.2 数值分析数值分析 以平顶山四矿己三采区西总回风下山为例。己 三采区西翼总回风下山沿己15煤层掘进，沿顶破底。 己15煤层平均厚度 1.6 m，煤质中硬；直接顶为砂 质泥岩，厚 8.0 m，直接底为砂质泥岩，厚 7.5 m， 以下为己16，17煤层，厚度为 2.2 m。煤层及顶、底 板岩层基本情况如表 1 所示。 表 1 己组煤层、顶底板力学性能及 X 衍射分析矿物成分定性定量表 Table 1 Mechanical property and mineral composition of floor，roof and coal seam 岩石名称 岩层层位 厚度/m 单轴抗压强度/MPa抗拉强度/MPa主要矿物成分 砂质泥岩 己15顶板 8.0 35.11 2.32 高岭石＜35、伊利石＞10、石英＜40、其他矿物＞15 己15煤层 1.6 13.96 1.20 砂质泥岩 己15底板 7.5 34.50 2.29 高岭石＞40、伊利石＞5、石英＜40、其他矿物＞15 己16，17煤层 2.2 15.00 1.22 泥岩 己16，17底板 1.5 24.74 1.93 高岭石＞30、伊利石＞10、石英＜40、其他矿物＞20 2104 岩石力学与工程学报 2006 年 考虑浅部、深部两个断面，标高分别为－50 和 －550 m埋深 350 和 850 m。采用 FLAC4.0 数值计 算软件进行数值模拟。建立的几何模型尺寸为 60 m60 m，网格为 120120，模拟采用的本构模 型为应变软化模型。图 1，2 所示分别为无支护状态 下埋深 350 和 850 m 断面的塑性区分布。图 3，4 所示分别为两个断面黏聚力软化分布图[5]。 FLAC Version 4.00 LEGEND 31-May-05 1548 step 7836 -1.000E01 x 1.000E01 -1.000E01 y 1.000E01 Plasticity Indicator * at yield in shear or vol. X elastic, at yield in past Boundary plot 0 5E 0 -0.900 -0.700 -0.500 -0.300 -0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 -0.900-0.700-0.500-0.300-0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 JOB TITLE Hunan University of Science and Technology 图 1 浅部巷道围岩塑性区分布 Fig.1 Plastic area distribution in surrounding rock around shallow roadway FLAC Version 4.00 LEGEND 31-May-05 1522 step 10492 -1.250E01 x 1.250E01 -1.250E01 y 1.250E01 Plasticity Indicator * at yield in shear or vol. X elastic, at yield in past Boundary plot 0 5E 0 -1.000 -0.600 -0.200 0.200 0.600 1.000 *101 -1.000-0.600-0.200 0.200 0.600 1.000 *101 JOB TITLE Hunan University of Science and Technology 图 2 深部巷道围岩塑性区分布 Fig.2 Plastic area distribution in surrounding rock around deep roadway FLAC Version 4.00 LEGEND 31-May-05 1548 step 7836 -1.000E01 x 1.000E01 -1.000E01 y 1.000E01 cohesion 5.00E-01 1.00E00 1.50E00 Contour interval 5.00E-01 Boundary plot 0 5E 0 -0.900 -0.700 -0.500 -0.300 -0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 -0.900-0.700-0.500-0.300-0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 JOB TITLE Hunan University of Science and Technology 图 3 浅部巷道围岩应变软化区分布 Fig.3 Strain-softening region distribution in surrounding rock around shallow roadway FLAC Version 4.00 LEGEND 31-May-05 1522 step 10492 -1.000E01 x 1.000E01 -1.000E01 y 1.000E01 cohesion 0.00E00 5.00E-01 1.00E00 1.50E00 Contour interval 5.00E-01 Boundary plot 0 5E 0 -0.900 -0.700 -0.500 -0.300 -0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 -0.900-0.700-0.500-0.300-0.100 0.100 0.300 0.500 0.700 0.900 *101 JOB TITLE Hunan University of Science and Technology 图 4 深部巷道应变软化区分布 Fig.4 Strain-softening region distribution in surrounding rock around deep roadway 由图 1～4 可知，在不支护的状态下，己三采 区西总回风下山－550 m 处围岩塑性区远远大于 －50 m 处，相应地，应变软化区前者也远大于后者。 体现了深部煤层巷道围岩应力峰值有无限外移的趋 势。 图 5 所示为支护阻力与巷道两帮应力峰值的关 系，由图 5 可知，支护阻力越高，巷帮围岩垂直应 力峰值越低，且更靠近巷帮。支护阻力越低，巷帮 围岩垂直应力峰值越高，且更远离巷帮。 距巷帮表面的距离/m 图 5 支护阻力与巷道两帮应力峰值的关系 Fig.5 Relationship of peak stress in sidewalls and supporting resistance 3 深井煤层巷道支护失效原因分析深井煤层巷道支护失效原因分析 从数值计算结果可知，若没有外结构或外结构 支护阻力小，内结构就远离外结构，两个承载结构 之间存在较大范围的破碎煤体，这个区域内煤体的 巷帮围岩垂直应力/MPa 第 25 卷 第 10 期 王卫军等. 深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究 2105 蠕变变形是深井煤巷维护困难的根本原因。 四矿戊九、己三采区采深已达到 900 m，支护 方式包括工字钢、混凝土弧板、锚杆等，己三采区 东翼总回风下山设计尺寸为 3.6 m2.7 m长宽， －500 m 埋深 800 m以下产生强烈变形，掘出后 3 个月巷道尺寸变成 2.0 m1.2 m长宽甚至更小。 巷道开挖后首先是两帮煤体快速鼓出、然后是底鼓 和顶板下沉，巷道边掘边修，一直不能正常使用。 其余几条巷道的变形情况也大致如此。总体而言， 锚杆支护效果较好一些，混凝土弧板厚达 0.5 m， 仍然被压断，修复十分困难，而工字钢支架的巷道 从未停止过修理。 从内外结构耦合平衡分析，工字钢、混凝土弧 板形组成的外结构，未及时参与围岩应力场调整过 程，支架受力前围岩内已形成较大的破碎区和塑性 区，在时间上未与外结构的形成实现耦合，支架是 在围岩的蠕变压力作用下破坏的。而锚杆支护形成 的外结构，及时参与了围岩应力场的调整过程，但 在支护强度上未与内结构的形成实现耦合，同样不 能有效维护巷道的稳定。图 6，7 分别为锚杆支护和 工字钢支护巷道两帮深基点位移曲线。 图 6 锚杆支架巷道两帮深基点位移曲线 Fig.6 Displacement of deep base point for roadway supported by bolt 由图 6 可知，煤帮的位移主要发生在 2 和 5 m 基点之间，5～7 m 基点的位移曲线是重合的，说 明这 3 个基点之间没有发生相对位移，而 1 和 2 m 基点之间在前 5 d 没有发生相对位移，在整个 变形过程中，这两个基点之间发生的位移较小，只 有 10～15 mm，主要是这两个基点均位于锚固范围 内。 由图 7 可知，煤帮的位移主要发生在 1～6 m 图 7 工字钢支架巷道两帮深基点位移曲线 Fig.7 Displacement deep base point of for roadway supported by I-shaped steel 基点之间，6 和 7 m 基点的位移曲线是重合的，说 明这两个基点之间没有发生相对位移，从 1～7 m 基点两两之间的相对位移逐渐减小，在前 5 d，5～ 7 m 基点间没有发生相对位移，然后，逐渐产生位 移，说明了两帮煤体内裂隙由外向里的发育过程。 由图 6，7 可知，工字钢支架的巷道的变形量 约为锚杆支护变形量的 1.5 倍。产生裂隙的区域前 者比后者大 1 m 左右，说明锚杆支护时，外结构参 与了应力场的调整，对内结构的形成产生了较大的 作用。因此，巷道变形量相对较小。 4 工程实践工程实践 4.1 工程概况工程概况 本次试验选在己三采区总回风下山，试验巷道 断面为矩形，断面尺寸为 3.6 m2.7 m长宽，围 岩赋存状况及力学参数已如前述。 原支护参数顶板采用 6 根φ20 mmL2 100 mm 的左旋螺纹钢锚杆支护，两帮锚杆规格与顶板 相同，每帮为 4 根，锚杆间排距为 750 mm700 mm长宽，铺设钢筋梯子梁，锚索加强支护，排 距 1.4 m，采用“五花”布置。 4.2 支护方案的确定支护方案的确定 根据深部煤层巷道的变形特征和围岩控制原 理，确定巷道支护方案如下 新方案支护分 3 个步骤锚网、喷浆、注 浆。 锚网顶板采用 7 根φ22 mmL2 400 mm 的左 旋螺纹钢锚杆支护，两帮锚杆规格与顶板相同，每 0 50 100 150 200 250 300 350 010203040 50 60 7080 时间/d 位移/mm 1 m 2 m 3 m 4 m 5 m 6 m 7 m 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 0 10 20 30 4050 60 7080 时间/d 位移/mm 1 m 2 m 3 m 4 m 5 m 6 m 7 m 2106 岩石力学与工程学报 2006 年 帮为 5 根，锚杆间排距为 600 mm700 mm长宽， 铺设钢筋梯子梁，锚索加强支护，排距 1.4 m，每 排 2 根，锚网支护在割煤后立即进行。 喷浆锚杆支护完成后，在巷道两帮、底板和 顶板喷射水泥砂浆厚 30～50 mm，一是由于顶、底 板含高岭石、伊利石等遇水膨胀软化矿物，需封闭 围岩；二是为下一步注浆做准备。 注浆由于加大支护强度后，顶板的变形基本 得到控制，因此，注浆主要针对两帮和底角，注浆 材料选用高水速凝材料。根据深基点观测煤体内裂 隙发育情况，注浆滞后锚网支护 15 d 进行。注浆孔 长度为 4 m，排距 1.4 m，注浆孔布置如图 8 所示。 图 8 注浆孔布置图单位mm Fig.8 Grouting hole distributionunitmm 4.3 监测结果及分析监测结果及分析 4.3.1 监测结果 己三采区总回风巷从 2003 年 10 月开始施工， 到 2004 年4 月，掘进巷道 880 m。进行了顶板离层、 两帮深基点、表面位移、锚杆锚固力等多项参数的 测定。整个巷道顶板离层在 15 mm 以内，锚杆锚固 力为 5～10 kN，表面位移设有 16 个测站，断面收 缩率均在 10以内。较有代表性的深基点 2 测站、 表面位移 8 测站位移曲线如图 9，10 所示。 图 9 深基点 2 测站位移曲线 Fig.9 Displacement of observing point No.2 for deep base point 图 10 表面位移 8 测站巷道位移曲线 Fig.10 Displace of observing point No.8 for roadway surface 4.3.2 监测结果分析 1 深基点监测结果分析 巷帮位移总量为 118 mm，4～6 m 基点的位移 曲线是重合的，巷帮裂隙主要发生在 1 和 4 基点 之间， 说明在 4 基点以外形成了稳定的外结构， 注 浆后第 40 天，煤体内部裂隙发育基本停止。 2 表面位移监测结果分析 8 测站在巷道注浆前 15 d 开始观测，从第 1～ 15 天，顶底板移近量为 85 mm，移近速度为 5.67 mm/d，两帮移近量为 117 mm，移近速度为 7.8 mm/d；从注浆后第 5 天开始，各项变形速度均显著 下降，从第 15～50 天，顶底板移近量为 27 mm，移 近速度为 0.77 mm/d，两帮移近量为 35 mm，移近 速度为 1 mm/d；此后，巷道变形趋于稳定，第 120 天，顶、底板移近量为 136 mm，两帮移近量为 152 mm。巷道掘进净断面为宽 4.34 m，高 2.80 m； 收缩后稳定断面为宽 4.26 m，高 2.664 m，断面 收缩率为 5.9。 5 结结 论论 1 深井煤层巷道由于其围岩分层性明显，其 矿压显现不同于一般巷道。在高应力作用下，巷道 首先从两帮开始，两帮煤体被迅速挤出，并形成较 大范围的破碎区和塑性区。然后开始底鼓和顶板下 沉，巷道围岩持续流变。 2 控制深井煤巷围岩的稳定，支护结构即外 结构须及时参与围岩应力场的调整过程，才能在较 短时间内形成稳定的主承载结构即内结构。 3 棚式支护由于难以及时参与围岩应力场的 调整，内结构无限内移，在围岩内形成较大的破碎 区和塑性区，巷道的稳定性难以维护。而锚杆加注 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 020406080 100 120 140160 时间/d 位移/mm 顶底板移近量 两帮移近量 0 20 40 60 80 100 120 0 10 20 30 40 50 时间/d 位移/mm 1 m 2 m 3 m 4 m 5 m 6 m 7 m 第 25 卷 第 10 期 王卫军等. 深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究 2107 浆支护，可改变破碎围岩的力学参数，提高其承载 能力，及时参与围岩应力场调整，能在短时间内在 巷道周围形成稳定的内结构，较好地维护巷道的稳 定。 4 关于外结构支护强度、支护时间对内结构 形成过程的影响，还有待于进一步深入的研究。 参考文献参考文献References [1] 侯朝炯，郭励生，勾攀峰. 煤巷锚杆支护[M]. 徐州中国矿业大 学出版社，1999.Hou Chaojiong，Guo Lisheng，Gou Panfeng. 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