突出礦井工作面巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化研究
孫志勇
(天地科技股份有限公司 開采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京 100013)
[摘要]以國內(nèi)著名的煤與瓦斯突出礦井晉城寺河煤礦為工程背景,通過分析得出先抽后采降低煤體強(qiáng)度和錨固性能、高地應(yīng)力、支護(hù)參數(shù)不匹配等因素是巷道圍巖變形破壞的主要原因。根據(jù)地質(zhì)條件和工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn),對工作面巷道的支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì),并在寺河礦西區(qū)W23013巷進(jìn)行工業(yè)試驗(yàn),圍巖位移監(jiān)測表明巷道變形量較小。與前期支護(hù)方案對比,優(yōu)化后的支護(hù)方案在保證巷道安全的前提下,取得了較好的經(jīng)濟(jì)技術(shù)效益。
[關(guān)鍵詞]突出礦井;瓦斯抽采;參數(shù)優(yōu)化;經(jīng)濟(jì)效益
[中圖分類號]TD353[文獻(xiàn)標(biāo)識碼]A
[收稿日期]2014-11-12
DOI[]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.01.017
[基金項(xiàng)目]國家自然科學(xué)基金青年
[作者簡介]孫志勇(1985-),男,山東濰坊人,碩士研究生,主要從事巷道支護(hù)技術(shù)推廣應(yīng)用和研究工作。
Research on Roadway Supporting Parameter for Coal-and-methane Outburst Mine
SUN Zhi-yong
(Coal Mining & Designing Department, Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China)
Abstract:Main causes of surrounding rock deformation and failure of roadway in Sihe Colliery, a famous coal-and-methane outburst mine was analyzed which included reduced coal strength and anchorage property resulted from“first-drainage-second-mining”,high geo-stress and unmatched supporting parameters.According to geological condition and engineering practice experience, supporting optimization design was made and enforced in W23013 roadway of west section in Sihe Colliery.Displacement monitoring of surrounding rock showed that deformation was small.Compared with former supporting projection, optimized supporting projection could keep roadway stability and made excellent economic and technical benefit.
Keywords:coal-and-methane outburst mine; methane drainage; parameter optimization; economic benefit
[引用格式]孫志勇.突出礦井工作面巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化研[J].煤礦開采,2015,20(1):56-59.
寺河煤礦是隸屬山西晉煤集團(tuán)的一座特大型礦井,分東、西2個(gè)井區(qū),核定生產(chǎn)能力10.8Mt/a。該礦是世界著名的高瓦斯礦井,有著“世界罕見,亞洲第一”的稱號,據(jù)2010年瓦斯等級鑒定結(jié)果,東井區(qū)相對瓦斯涌出量20.56m3/min,鑒定為高瓦斯礦井,西井區(qū)鑒定為煤與瓦斯突出礦井。
鑒于上述情況,礦方采用先抽后采的方式進(jìn)行巷道掘進(jìn),抽放瓦斯的手段主要包括地面鉆井預(yù)抽、千米鉆機(jī)大面積區(qū)域性預(yù)抽、掘進(jìn)過程中鉆場和橫川超前抽采。由于大面積的瓦斯預(yù)抽工作,掘進(jìn)初期工作面巷道就呈現(xiàn)出圍巖破碎,頂?shù)装逡平亢蛢蓭褪諗苛枯^大,西井區(qū)巷道表現(xiàn)的尤為明顯,掘進(jìn)過程中就發(fā)生底鼓。支護(hù)體和護(hù)表構(gòu)件受力大且變形明顯,甚至出現(xiàn)破斷,網(wǎng)兜現(xiàn)象嚴(yán)重,支護(hù)效果差,巷道安全得不到根本保證。
1巷道破壞原因分析
由于抽放密度和力度較大,導(dǎo)致煤體內(nèi)裂隙貫通,大幅度降低了煤體的完整性和承載能力,尤其是護(hù)巷煤柱。利用全景鉆孔窺視儀[2-3]在W1302工作面觀測煤體結(jié)構(gòu)(圖1),巷道均沿3號煤層(平均厚度6.2m)底板掘進(jìn),巷高3.8~4.2m,因此直接頂為厚度2.2m煤層,再往上為泥巖,瓦斯抽采后煤體非常松軟破碎,空隙率極高,普遍存在較大的裂隙和非常明顯的破碎帶;打鉆過程中成孔困難,鉆孔大部分在距孔口4~5m處塌孔,導(dǎo)致深部煤體結(jié)構(gòu)窺視無法進(jìn)行。
為了測定瓦斯抽采前后煤體的強(qiáng)度,利用WQCZ-56型圍巖強(qiáng)度原位測試裝置分別對4302工作面和4303工作面煤體進(jìn)行原位強(qiáng)度測試。4302工作面由于抽采時(shí)間長、抽采強(qiáng)度高,煤體極其破碎,測試結(jié)果為抽采后煤體強(qiáng)度;4303工作面處于準(zhǔn)備階段,未進(jìn)行抽采,煤體結(jié)構(gòu)較為完整,測試結(jié)果為抽采前煤體強(qiáng)度。
圖1 煤體結(jié)構(gòu)窺視
強(qiáng)度測試結(jié)果為4303工作面煤體強(qiáng)度在14.53~15.21MPa之間,4個(gè)測站的煤體強(qiáng)度平均值為14.77MPa;4302工作面煤體強(qiáng)度在11.02~12.91MPa之間,4個(gè)測站的煤體強(qiáng)度平均值為11.72MPa。從測試結(jié)果可看出,煤體強(qiáng)度受瓦斯抽采的影響較大,抽采后煤體強(qiáng)度值降低20%。通過拉拔試驗(yàn)檢測2個(gè)工作面煤體的錨固力,4302工作面的錨固力最低值為159kN,最高值為207kN,平均值為178.6kN;4303工作面的錨固力最低值為178kN,最高值為211kN,平均值為196kN。從測試結(jié)果來看,瓦斯抽采后的煤體錨固力比抽采前降低8.85%。
瓦斯抽采使煤體強(qiáng)度降低的原因主要是高瓦斯煤層在進(jìn)行瓦斯抽采過程中,在壓力梯度作用下,大量的瓦斯從煤體中解吸,經(jīng)滲流從煤體的裂隙通道中抽出,隨著煤體中瓦斯含量的降低,孔隙壓力下降,煤體硬度降低。但由于原有的高瓦斯壓力造成的裂隙不會消失,導(dǎo)致煤體的整體性較差,煤體比抽采之前更為破碎。煤體結(jié)構(gòu)破碎使煤體強(qiáng)度降低,力學(xué)性能劣化,導(dǎo)致煤體錨固性能降低,出現(xiàn)錨固效果差及支護(hù)失效現(xiàn)象。
地應(yīng)力是造成煤巖體結(jié)構(gòu)發(fā)育的動力,當(dāng)應(yīng)力狀態(tài)達(dá)到或超過煤巖體強(qiáng)度時(shí),就會產(chǎn)生破裂,進(jìn)而在煤巖體內(nèi)形成結(jié)構(gòu)面。這一改造作用的特點(diǎn)是范圍大、時(shí)間長、次數(shù)多,改造后的煤巖體變?yōu)閿鄬?、?jié)理縱橫交錯(cuò)的多裂隙煤巖體。
運(yùn)用水壓致裂法分別對寺河礦東、西2個(gè)井區(qū)3號煤層(蓋山厚度在400m左右,西井區(qū)埋深較東井區(qū)要大)的地應(yīng)力進(jìn)行了原位測試。根據(jù)測試結(jié)果,東井區(qū)最大水平主應(yīng)力最大為12.05MPa,最小水平主應(yīng)力最大為6.25MPa,垂直應(yīng)力為10.73MPa;西井區(qū)最大水平主應(yīng)力最大為17.89MPa,最小水平主應(yīng)力最大為9.45MPa,垂直主應(yīng)力為13.76MPa。
結(jié)果顯示3號煤應(yīng)力場類型總體上為σH>σV>σh,從量級上看東、西井區(qū)地應(yīng)力水平均屬于中等應(yīng)力值,西區(qū)較東區(qū)要高。地應(yīng)力以水平應(yīng)力為主,應(yīng)力方向總體上以東西方向?yàn)橹?。根?jù)井下礦壓監(jiān)測結(jié)果,南北向布置的工作面兩巷(與最大水平主應(yīng)力近似垂直或呈大角度)圍巖變形量大,兩幫收斂超過1m,底鼓量達(dá)到1.5m,圍巖破壞嚴(yán)重,支護(hù)困難,西井區(qū)表現(xiàn)的更為明顯;東西向布置的工作面兩巷(與最大水平主應(yīng)力近似平行或呈小角度) 巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)得到明顯改善。在同樣巷道斷面和支護(hù)參數(shù)的條件下,大部分巷道圍巖變形小,破壞范圍小,支護(hù)狀況良好。可以看出,地應(yīng)力大小和方向?qū)ο锏啦贾梅较颉鷰r控制影響極大。
寺河礦西井區(qū)某些巷道使用的支護(hù)材料強(qiáng)度偏低,主要有:錨桿桿體為400號螺紋鋼,直徑為20mm;錨索為直徑17.8mm,鋼絞線為1×7股,抗拉強(qiáng)度級別為1720MPa;錨桿托板尺寸為120mm×120mm×8mm。這些支護(hù)材料破斷強(qiáng)度、延伸率、沖擊吸收功都很低,在高地應(yīng)力、動壓影響區(qū)域很難滿足圍巖大變形的要求[6-7]。
施工過程中錨桿的預(yù)緊扭矩一般在150~200N·m之間,預(yù)緊力過低導(dǎo)致錨桿主動支護(hù)作用不能充分發(fā)揮[8-9]。采用連續(xù)采煤機(jī)割煤,錨桿機(jī)進(jìn)行支護(hù)的機(jī)械化掘進(jìn)方式,循環(huán)進(jìn)度按防突預(yù)測距離7m計(jì)算,正常情況下,工作面最大空頂距9m,最小空頂距2m。巷幫上面2根幫錨桿距迎頭距離最大為11m,最小為4m;巷幫下面2根幫錨桿距迎頭距離最大為16m,最小為9m。工作面空頂時(shí)間較長,支護(hù)不夠及時(shí),不利于對頂板離層的控制??諑途嚯x大,幫錨桿安裝不能緊跟迎頭,長時(shí)間的裸幫導(dǎo)致原本不完整的煤幫更加破碎,尤其在巷幫斜槎發(fā)育、容易片幫時(shí),此現(xiàn)象表現(xiàn)的更為突出。
2井下試驗(yàn)
針對上述存在的問題,開展工作面兩巷的支護(hù)參數(shù)優(yōu)化研究,并在西井區(qū)二盤區(qū)首采面W2301進(jìn)行工業(yè)試驗(yàn)。該工作面兩巷掘進(jìn)時(shí)圍巖較破碎,有底鼓現(xiàn)象發(fā)生,支護(hù)難度較大。
W2301沿3號煤層底板掘進(jìn),煤層埋藏深度平均為403m,厚度平均為6.24m,內(nèi)生節(jié)理裂隙發(fā)育。直接頂為砂質(zhì)泥巖和中粒砂巖,砂質(zhì)泥巖平均厚度為4.16m,底部有0.2m泥巖。中粒砂巖平均厚度為3.4m,局部夾薄層砂質(zhì)泥巖;基本頂為砂質(zhì)泥巖,平均厚度為11.8m,局部含泥質(zhì)較多;底板為砂質(zhì)泥巖,強(qiáng)度較低。
2.2.1確定原則
(1)支護(hù)設(shè)計(jì)確保支護(hù)安全,避免在服務(wù)期間進(jìn)行維修或僅進(jìn)行局部維修。
(2)支護(hù)參數(shù)和支護(hù)材料規(guī)格具有較好的適應(yīng)性和施工可行性,由于井下巷道圍巖條件變化很大,從支護(hù)合理性考慮,可能出現(xiàn)多種支護(hù)參數(shù)和支護(hù)材料規(guī)格,但這將不利于巷道施工和管理。所以,盡可能采用統(tǒng)一的支護(hù)參數(shù)和材料規(guī)格。
(3)支護(hù)設(shè)計(jì)要在保證支護(hù)質(zhì)量的同時(shí)有利于提高巷道掘進(jìn)速度。
(4)在滿足前三項(xiàng)原則的前提下,做到經(jīng)濟(jì)合理。
2.2.2確定依據(jù)
(1)已掘巷道現(xiàn)有支護(hù)狀況和礦壓觀測數(shù)據(jù)。
(2)W2301工作面詳細(xì)的地質(zhì)資料。
(3)現(xiàn)有科技成果和工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)。
2.2.3支護(hù)參數(shù)確定
以W23013巷為例,考慮到巷道掘進(jìn)過程中的設(shè)備尺寸、通風(fēng)要求以及巷道圍巖變形預(yù)留量,設(shè)計(jì)巷道矩形斷面尺寸為寬度5m,高度3.8m,掘進(jìn)斷面積19m2。支護(hù)參數(shù)如下:
頂板支護(hù)錨桿采用BHRB500鋼材,桿體為22號左旋無縱筋螺紋鋼筋,長度2.4m。樹脂加長錨固(型號MSZ2360,MSK2335的樹脂錨固劑各1支),錨桿排距1.0m,間距0.9m,預(yù)緊扭矩400N·m;錨索直徑為22mm,長度7.3m。加長預(yù)應(yīng)力錨固(2支型號MSZ2360,1支MSK2335的樹脂錨固劑),每隔2排錨桿在巷道正中間打設(shè)1根錨索,排距2.0m,錨索預(yù)緊力250kN;鋼筋托梁規(guī)格為SB16-80-4600-6,采用規(guī)格為5.4m×1.1m的經(jīng)緯網(wǎng)護(hù)頂。
巷幫支護(hù)錨桿型號、錨固方式與頂板相同,錨桿排距1.0m,間距1.0m,預(yù)緊扭矩400N·m;采用規(guī)格為280mm×400mm×4mm 的W鋼護(hù)板、3.6m×1.1m的經(jīng)緯網(wǎng)護(hù)幫。
W23013巷支護(hù)布置見圖2。
圖2 W23013巷錨桿支護(hù)布置
采用十字布點(diǎn)法對巷道表面位移進(jìn)行了監(jiān)測,監(jiān)測曲線如圖3、圖4所示。
圖3 240m處表面位移監(jiān)測曲線
圖4 650m處表面位移監(jiān)測曲線
掘進(jìn)期間1號測站巷道兩幫最大移近量為30mm,為初始巷道兩幫寬度的0.6%,巷道頂?shù)鬃畲笠平繛?3mm,為巷道初始高度的0.6%,其中,巷道頂板下沉量為10mm,底鼓量為13mm,底鼓量占巷道頂?shù)卓傄平康?6.5%;2號測站巷道兩幫最大移近量為35mm,為初始巷道兩幫寬度的0.7%,巷道頂?shù)鬃畲笠平繛?0mm,為巷道初始高度的0.52%,其中,巷道頂板下沉量為8mm,底鼓量為12mm,底鼓量占巷道頂?shù)卓傄平康?0%。
從監(jiān)測數(shù)據(jù)來看,回采期間W23013巷兩幫最大位移量為131mm,頂?shù)装遄畲笠平繛?08mm,頂板最大下沉量49mm??傮w來看,回采期間巷道變形量不大,在控制范圍之內(nèi)。巷道圍巖保持了較好的完整性,說明高預(yù)緊力錨桿錨索支護(hù)有效地控制了巷道圍巖的變形。
3經(jīng)濟(jì)效益比較
經(jīng)濟(jì)效益分析不考慮巷道支護(hù)共有的支護(hù)材料,比如網(wǎng)片等,只考慮巷道支護(hù)中不同支護(hù)材料,比如錨桿、錨索以及樹脂錨固劑數(shù)量,不考慮其他間接及客觀支護(hù)成本。礦用支護(hù)材料單價(jià)如表1所示。
表1 礦用支護(hù)材料單價(jià)
原支護(hù)采用高強(qiáng)錨桿(排距0.8m)計(jì)算成本為1944.59元/m,優(yōu)化后采用強(qiáng)力錨桿支護(hù)(排距1m)計(jì)算成本為1912.9元/m,支護(hù)成本每米相差31.69元。
采用強(qiáng)力錨桿錨索支護(hù),使巷道支護(hù)狀況較原高強(qiáng)錨桿支護(hù)得到了明顯改善,大大減小了巷道維護(hù)工程量,降低了巷道維護(hù)費(fèi)用,由此帶來了可觀的經(jīng)濟(jì)效益。
[參考文獻(xiàn)]
[1]徐佑林.高瓦斯煤層錨固特性及瓦斯對巷道支護(hù)效果影響研究.北京:煤炭科學(xué)研究總院,2013.
[2]司林坡.全景鉆孔窺視儀在水壓致裂法地應(yīng)力測試中的應(yīng)用.煤礦開采,2011,16 (2):97-101.
[3]康紅普,司林坡,蘇波.煤巖體鉆孔結(jié)構(gòu)觀測方法及應(yīng)用.煤炭學(xué)報(bào),2010,35 (12):1949-1956.
[4]司林坡,康紅普.鉆孔觸探法圍巖強(qiáng)度原位測試.煤礦開采,2006,11(4):10-12.
[5]康紅普,等.煤巖體地質(zhì)力學(xué)原位測試及在圍巖控制中的應(yīng)用.北京:科學(xué)出版社,2013.
[6]康紅普,王金華,等.煤巷錨桿支護(hù)理論與成套技術(shù).北京:煤炭工業(yè)出版社,2007.
[7]康紅普,王金華,林健.煤礦巷道錨桿支護(hù)應(yīng)用實(shí)例分析.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2010,29(4):649-664.
[8]康紅普,姜鐵明,高富強(qiáng).預(yù)應(yīng)力在錨桿支護(hù)中的作用 .煤炭學(xué)報(bào),2007(12):680-685.
[9]康紅普,姜鐵明,高富強(qiáng).預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)參數(shù)的設(shè)計(jì) .煤炭學(xué)報(bào),2008(7):721-726.
[10]張仰龍.新陽礦煤柱錨桿巷道支護(hù)技術(shù)應(yīng)用.中國礦業(yè),2012,21(10):95-98.
[11]張丕林.關(guān)于煤柱錨桿巷道支護(hù)設(shè)計(jì)的應(yīng)用.科技資訊,2012(18):48-51.
[12]常建波.大斷面復(fù)合頂板高預(yù)緊力超強(qiáng)錨網(wǎng)索組合支護(hù)技術(shù)實(shí)踐.中國礦山工程,2011(4):43-46.
[13]宋軍.分層順采復(fù)用巷道的一次支護(hù)設(shè)計(jì)優(yōu)化.煤炭工程,2012(7):36-38.
[責(zé)任編輯:姜鵬飛]