深部开采巷道滞后突水防治技术.pdf
第 32 卷第 8 期 辽宁工程技术大学学报（自然科学版） 2013 年 8 月 Vol.32 No.8 Journal of Liaoning Technical University （Natural Science） Aug. 2013 收稿日期2013-03-18 基金项目国家自然科学基金资助项目（51274135） ；国家“973”计划前期研究专项基金资助项目（2011CB411906） ；山东省优秀中青年科学家奖励 基金资助项目（BS2011SF016） ；山东科技大学研究生科技创新基金资助项目（YCA120202） 作者简介申建军（1987-） ，男，山东 德州人，硕士研究生，主要从事矿井特殊开采、矿井水害防治等方面研究. 本文编校史庆华 文章编号 1008-0562201308-1009-06 doi10.3969/j.issn.1008-0562.2013.08.001 深部开采巷道滞后突水防治技术 申建军 1，刘伟韬1，孙延双1，魏佑山2 （1.山东科技大学 资源与环境工程学院，山东 青岛 266590；2.山东华泰矿业有限公司，山东 莱芜 271100） 摘 要针对深部矿井巷道受承压水威胁在巷道服务期间易产生滞后突水问题.采用理论分析方法，研究了巷道 滞后突水防治技术.分析结果表明随着时间的延续，巷道围岩有效隔水层在矿压及水压长期作用下，围岩破坏 范围逐渐扩大，裂隙进一步扩展，有效隔水层受到破坏，裂隙与高承压水连通，形成突水通道；分析了突水时间 效应及防突水措施机理，提出了通过优化支护参数达到增强防突潜能的目的.基于悬吊理论和 Ansys 软件，对巷 道支护参数及安装载荷进行了优化.结果表明断层破碎带附近巷道顶底板最大位移量为 132 mm，两帮移近量最 大为 123 mm，顶板离层量为 8～15 mm，巷道围岩得到了有效控制，在服务期间，没有发生淋水等现象.该成果 对预防巷道滞后突水有一定指导意义. 关键词有效隔水层；巷道滞后突水；突水时间效应；防突措施；优化支护参数；突水通道；裂隙；悬吊理论 中图分类号TD 745 文献标志码A Prevention and control technology research on lagging water-bursting of roadway in deep mine SHEN Jianjun1, LIU Weitao1, SUN Yanshuang1, WEI Youshan2 1. College of Natural Resources and Environment Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao 266590, China; 2. Shandong Huatai Mining Co., LTD, Laiwu 271100, China Abstract In view of the deep mine roadway threatened by confined water are prone to water inrush during service period, using theoretical analysis , the prevention and control technology of lagging water-bursting was investigated. The results show that the damaged zone increasing and crack extending, the damaged effective water-resisting layer and the connected fissure with high water, water inrush channel due to mine pressure and water pressure with a continuation of time. Optimizing support parameters was put forward to enhance outburst-prevention potential according to analyzing the time effect of water inrush and prevention measures mechanism. Based on suspension theory and Ansys software, the supporting parameters and installation load were optimized. The results show that the maximal roof-to-floor convergence was 132mm, the maximal two sides convergence was 123mm, and the roof bed separation value was about 815mm near fault zone. The surrounding rock had been effectively controlled, and the phenomenon such as rain dripping did not happen during the service period. The study results have some guiding significance for effectively preventing lag water-bursting of roadway. Key words effective water-resisting layer; roadway lag-water inrush; water inrush time effect; water inrush prevention measures; optimize the supporting parameters; water inrush channel; crack; suspension theory 0 引 言 超前探放水或掘进揭露断层构造均无涌水现 象，但巷道在服务几个月内，甚至几年内，发生围 岩变形破坏，进而出现突水，这种现象称为巷道滞 后突水.巷道滞后突水是制约煤矿安全生产的主要 因素之一，对矿井高效生产和工人安全造成了严重 的影响，重则造成淹井事故. 某矿井开采的 2、15煤层最大开采水平标高 为-950 m， 属于深部开采区域.根据近年来深部开采 的经验，影响该区域安全开采的主要问题为 （1）巷道变形速度快，支护难度增加，诱发 围岩变形大，降低了有效隔水层厚度. （2）深部开采含水层水压大，诱发突水的几 辽宁工程技术大学学报（自然科学版） 第 32 卷 1010 率增加， 突水事故趋于严重.历史上该矿曾发生多起 巷道滞后突水事故，因此，对巷道滞后突水预防工 作的研究具有重要意义. 武强[1-2]，刘伟韬[3]等应用 FLAC3D软件，基于 流固耦合理论，模拟滞后突水发生发展的全过 程，对滞后时间加以定量，并对滞后突水机理给予 解释.许学汉[4]基于工程地质力学原理对滞后突水 机制进行分析，提出工程、岩体（含地应力）及地 下水三者相互作用结果，集中而统一地显示于岩体 的变形破坏直至失稳，这是发生滞后突水的根本 原因，提出了承压水化学潜蚀作用、物理弱化效应 以及高承压水的力学作用.李连崇[5]应用有限元法， 模拟研究了含隐伏陷落柱煤层底板在采动应力扰 动和高承压水共同作用下陷落柱活化、裂隙萌生- 扩张、突水通道贯通形成的全过程，并就陷落柱发 育高度、水压力大小对突水滞后时间的影响进行了 分析探讨.胡耀青[6]建立了巷道滞后突水数学模型， 根据有限元法对滞后突水进行了分析.贾明魁[7]针 对焦作矿区突水原因复杂多变的现状，采用岩层运 动和矿山压力理论，结合数值计算的方法，探讨了 坚硬顶板运动对底板破坏的作用机理. 本文通过分析巷道滞后突水原因，认为随时间 的延续，巷道围岩有效隔水层在矿压及水压长期作 用下，破坏范围逐渐扩大，裂隙进一部扩展，有效 隔水层受到破坏，裂隙与高承压水连通，形成突水 通人理论研究的基础上，分析了预防巷道滞后突水 机理及具体的防突水措施.结合地质条件， 提出了初 步支护方案.基于悬吊理论和 Ansys 软件， 对巷道支 护参数及安装载荷进行了优化，并通过现场应用及 矿压观测，验证该技术的有效性. 1 深部开采预防巷道滞后突水机理 1.1 巷道滞后突水原因分析 巷道滞后突水在巷道开挖后围岩出现的变形 大部分是瞬时的，但随时间的延续，原始导高带、 潜在突水通道、突水点临空面围岩会经历矿压及水 压力作用过程，最终导致原始导高带增加，潜在突 水通道与破坏面塑性流动带沟通，突水通道形成， 产生长期时效突水[8].也就是说，巷道围岩有效隔水 层在矿压及水压长期作用下，产生裂隙、破坏，若 支护不及时，围岩破坏范围逐渐扩大，裂隙进一部 扩展， 有效隔水层受到破坏， 裂隙与高承压水连通， 形成突水通道，造成巷道滞后突水. 1.2 巷道围岩变形与突水的关系 根据周瑞光[9]等的研究，巷道围岩变形主要是 因为岩体存在差异流动变形，将其分为三种类型. 差异流动变形的Ⅰ型、Ⅱ型、Ⅲ-1 型和Ⅲ-2 型 不会导致岩体的局部和整体流动破坏，这类围岩不 会发生突水.Ⅲ-3 型潜在突水通道中的塑性状态岩 体不断增加，潜在突水通道在经历若干时效后，会 转变为突水通道，发生突水.Ⅲ-4 型曲线较难实测 到，因为突水通道被揭露，突水立即发生. 图 1 岩体差异流动变形划分 Fig.1 rock mass flow difference deation partitioning 第 8 期 申建军，等深部开采巷道滞后突水防治技术 1011 1.3 优化支护参数预防巷道滞后突水机理 对于断裂突水的时间效应，武强和周瑞光[10] 提出了防突水潜能 防 U和突水潜能 突 U之比的概念， 把这一比值称为防突水比值R，即 突防 UUR/， （1） 式中， 突 U为地下水水压 p（MPa） 、水量 q（m3） 、 渗透系数K（m/d）等的函数，即 , , , Uf p q k x 突 . （2） 防突水潜能 防 U是岩体内固有的，对于某一巷 道围岩，它与岩体历史时期产生的变形 e ε、巷道开 挖产生的变形 k ε、 巷道所处的环境因素V、 离突水 含水层的距离L及该距离内岩层的力学性质有关. ek UfVLEYεεσ 防 、、 、 、 、 、. （3） 而 e ε、 k ε、V与巷道开挖方式、巷道断面、 地应力、岩体结构、环境因素、时间效应等有关， 是一个变化着的量，只要岩体开挖，原始岩体内固 有的防突潜能就会减少.即突水前的工程地质力学 作用过程可以使防突潜能达到某一临界值. 若比值1R，则围岩处于突水临界状态；若 1SR，则巷道开挖 和运营期间不会发生突水，S称为防突水安全系数， 与S相应的L称为防突水的安全岩体厚度. c 图 2 突水的时间效应 Fig.2 water inrush time effect 巷道开挖未发生突水，则巷道围岩具有某一防 突水比值 0 R，这一比值处于大于 1、而小于S的某 一个范围.此时巷道围岩具有的防突潜能为 0防 U， 见 图 2，巷道不会发生突水.巷道开挖后，巷道围岩产 生流动变形ε，这种变形导致围岩防突潜能 0防 U减 少，则比值R减少.当围岩刚进入加速流变阶段时， 比值R减少到接近为 1，突水处于临界状态.相应巷 道的围岩的防突潜能降低到的防突水潜能的临界 值 临 U，它等于突水潜能，巷道突水马上就会发生. 因此，为了防止巷道围岩突水，应采取防突措施. 防突措施[10]分两类，一类消耗突水潜能；一类 增加防突潜能，或者保护岩体的防突潜能，两种措 施均使比值R增加到S.后一种措施比较客观， 但是 从流变观点分析何时施加防突措施有利，应考虑流 动变形给予防突潜能减少到何种程度.本文从优化 巷道支护参数方面增强防突潜能，此时若防突措施 发生作用，使比值R增加到S，则突水不会发生. 2 工程实例 2.1 工程背景 315 轨道下山位于三采区扩大区，东部为 315 运输下山， 层位为 15 层煤及 15 层煤顶底板中.直接 顶为 6 m 左右的粉砂岩，该岩层不含水；基本顶为 15 m 左右的中细砂岩， 为直接充水含水层， 富水性 弱至中等；在围岩破碎带或断层裂隙带出现淋水. 合层后 15 层煤底板为三灰，底板奥灰水位高，奥 灰水会通过构造裂隙先期补给五灰、六灰，进而可 能通过断层导水裂隙以底板水的形式[11]涌出. 2.2 支护方案初步设计 巷道支护设计的目的在于保持巷道稳定的前 提下确定更经济更安全的支护形式与参数，保证巷 道围岩变形满足巷道服务要求以及确保巷道在运 营期间不发生巷道滞后突水.本文首先利用工程类 比法，在已有经验的基础上确定了初步支护方案. （1）采用无纵肋左旋螺纹钢高强预应力锚杆、 预应力鸟巢锚索， 加强锚网索或锚杆锚索桁架支护. 采用高强螺旋注浆锚杆对断层破碎带后续注浆加 固，若仍达不到要求则采用混凝土钢管反底拱梁等 强支护方式. （2）应用深部巷道打眼机具采用 MQT-120 型 辽宁工程技术大学学报（自然科学版） 第 32 卷 1012 风动锚杆钻机与 7665 型风钻用于打眼以及大功率 预紧设备，形成高强度、高刚度、高可靠性与低支 护密度的支护体系，避免二次支护和巷道维修. （3）采用让压锚杆支护技术，在高强锚杆的 基础上，增加让压管.该类锚杆系统具有强度高，预 应力大； 系统具有可变形让压功能； 适合于大采深， 大变形巷道等优点. （4）推广应用Ф17.8 mm 鸟巢锚索，淘汰普 通的Ф15.24 mm 锚索，并采用高强度 23 MnB 履 带钢板替代“W”型及“M”型钢带支护. 2.3 支护参数理论计算 巷道开掘以后，两帮与顶底板都出现一定范围 的破坏区.锚杆支护的作用就在于保持破坏区范围 内岩层的稳定性（见图 3、图 4）.科学的锚杆支护 设计，不是简单地在顶板安装锚杆，而是应该使每 一根安装的锚杆都发挥它的最大作用.根据前人已 有研究成果，典型的支护理论有梁理论、弹塑性松 动圈理论、楔体加固理论、拱理论、悬吊理论等. 根据悬吊理论，将破坏区悬吊于稳定岩层上. 主要是确定破坏区的范围（巷帮破坏深度C，顶板 破坏高度b） 、载荷值（顶板载荷集度 r Q，巷帮载 荷集度 s Q）见图 5，以及锚杆支护的具体参数. 图 3 破坏区载荷悬吊于稳定岩层上界 Fig.3 damaged area load hanging on the stability rock 图 4 破坏区载荷悬吊于两帮上部岩层上界 Fig.4 damaged area load hanging on two sides stability rock Qr Qs c 2a h0 Qs b c 图 5 锚杆支护主要参数计算 Fig.5 calculation chart of bolting main parameters 根据悬吊理论，确定参数 （1）锚杆间排距均拟定 900 mm800 mm. （2）顶板选用Ф20 mm，L2200 mm 的左旋 螺纹钢等强锚杆. （3）两帮选用Ф20 mm，L2200 mm 左旋无 纵筋滚丝高强锚杆. （4）断层破碎带附近选用注浆锚杆加固. 2.4 数值模拟优化 基于 Ansys 有限元软件，利用上述确定的锚杆 参数， 对安装应力进行了优化.通过改变模型中锚杆 的安装载荷，进行一系列的模型运算最终获得合理 的安装载荷的大小，以达到无离层，顶板中最小拉 应力的效果. 模型中锚杆安装力从 10 kN 增加到 40 kN，见 图 6～图 9.图 9 中，灰色区域为受拉区，可以看出， 顶板拉应力区全部消除.40 kN的安装载荷达到了最 佳组合，所以锚杆安装力最小应为 40 kN. 图 6 安装载荷 10 kN 时的应力分布和变形 Fig.6 stress distribution and deation of chart with installation load 10 kN 第 8 期 申建军，等深部开采巷道滞后突水防治技术 1013 图 7 安装载荷 20 kN 时的应力分布和变形 Fig.7 stress distribution and deation of chart with installation load 20 kN 图 8 安装载荷 30 kN 时的应力分布和变形 Fig.8 stress distribution and deation of chart with installation load 30 kN 图 9 安装载荷 40 kN 时的应力分布和变形 Fig.9 stress distribution and deation of chart with installation load 40 kN 2.5 现场应用结果观测 根据矿压观测要求，在 315 轨道下山每隔 100 m 布置 1 组观测站， 每个测站分别设 1 组顶板 离层观测点，1 组“＋”字布点观测点及 1 组锚杆 受力观测点，并对巷道变形、冒顶度、片帮度、 支护材料变形等情况进行观测.观测结果见图 10、 图 11. 图 10 3测站围岩变形 Fig.10 surrounding rock deation of 3 observation station 图 11 3测站顶板离层 Fig.11 roof separation of 3 observation station 以 3观测站为例，巷道顶底板最大位移量 132 mm，平均 66 mm，平均位移速度 1.71 mm/d， 两帮移近量最大 123 mm，平均 62 mm，平均位移 速度 1.59 mm/d，顶板离层量浅部最大 15 mm，平 均 0.19 mm/d，深部最大 8 mm，平均 0.10 mm/d. 3 结 论 （1）提出了特殊地质条件下巷道支护初步预 案，针对性地加强锚网索或锚杆锚索桁架支护，采 用左旋高强预应力锚杆、预应力鸟巢锚索，并采用 高强螺旋注浆锚杆对破碎带进行后续注浆. （2）锚杆支护可施加高预紧力，改变围岩受 力状态， 提高围岩的承载能力， 注浆可以加固围岩， 使得断层破碎带裂隙密闭. （3）根据有限元分析，提高安装应力可以减 小或消除顶板中的拉应力区，可以消除顶板岩层的 离层，从而取得最佳效果.该地质条件下，巷道沿顶 掘进所需的最小锚杆安装力为 40 kN. （4）巷道顶底板最大位移量 132 mm，两帮移 0 2 4 6 8 10 12 14 16 1 3 5 7 9 11 13 15 1719 212325 272931 观测天数 /d 累积离层/mm 浅部 深部 0 20 40 60 80 100 120 140 14719131622 观测天数 /d 累积变化/mm 顶板 两帮 1025 辽宁工程技术大学学报（自然科学版） 第 32 卷 1014 近量最大 123 mm，顶板离层量浅部最大 15 mm， 深部最大 8 mm.巷道围岩控制良好，没有出现淋水 现象，说明高强锚杆以及注浆锚杆技术可行. 参考文献 [1] 武强,朱斌,李建民.断裂带煤矿井巷滞后突水机理数值模拟[J].中国 矿业大学学报,2008,376780-785. 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