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        3300回風(fēng)巷掘進(jìn)工作面過斷層圍巖控制技術(shù)研究

        2022-04-22 07:42:58王愛軍
        山東煤炭科技 2022年3期
        關(guān)鍵詞:錨索斷層錨桿

        王愛軍

        (山西陽城陽泰集團(tuán)白溝煤業(yè)有限公司,山西 陽城 048100)

        斷層是一種常見的地質(zhì)構(gòu)造,因斷層造成的煤巖層錯位、圍巖破碎及應(yīng)力集中等問題,給煤礦生產(chǎn)增加施工難度及安全風(fēng)險[1-2]。因此,掘進(jìn)或回采工作面過斷層前必須充分分析斷層特征、圍巖應(yīng)力分布及影響范圍,制定合理的過斷層方案,制定針對性的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案,以確保安全過斷層。本文以白溝煤礦3300工作面回風(fēng)巷過F3斷層為例,分析斷層特征及應(yīng)力分布,制定針對性過斷層方案及補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案。

        1 工程概況

        白溝煤礦3300工作面位于礦井西部的33采區(qū),回采3號煤層,煤層厚度3.6~6.3 m。直接頂為粉砂巖,均厚4.6 m;基本頂為砂質(zhì)泥巖,均厚8.5 m;直接底為砂質(zhì)泥巖,均厚6.8 m;基本底為粉砂巖,均厚7.3 m。煤巖層傾角3°~6°,整體呈南高北低的單斜構(gòu)造。3300工作面回風(fēng)巷設(shè)計(jì)走向長度1360 m,巷道沿3號煤層頂板掘進(jìn),采用錨網(wǎng)支護(hù),斷面為矩形,設(shè)計(jì)巷道規(guī)格為寬×高=4 m×3.6 m。3300工作面回風(fēng)巷掘進(jìn)至860 m處揭露F3正斷層,斷層產(chǎn)狀為北偏東40°,傾角62°,落差5.2 m,斷層處煤厚4.3 m,煤層完全斷開,巷道沿3號煤層頂板掘進(jìn)至揭露斷層時已掘進(jìn)至斷層下盤的煤層底板砂質(zhì)泥巖內(nèi),為此,需制定過斷層方案及補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)形式。煤層頂、底板巖性物理特征見表1。

        2 斷層區(qū)域應(yīng)力分布規(guī)律分析

        2.1 數(shù)值模型的建立

        數(shù)值模型采用FLAC3D軟件,選用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型,根據(jù)斷層附近3號煤層頂、底板巖性及厚度建立巖層模型,模型長度90 m,寬度45 m,高度55 m,X軸為煤巖層走向,Y軸為傾向,Z軸為頂?shù)装宕怪狈较?。為通過加載觀測斷層附近的應(yīng)力分布規(guī)律,將斷層位置設(shè)置在模型的中部,即X軸坐標(biāo)的45 m處,將底部設(shè)置為固定邊界條件,并將水平方向施加水平約束,然后根據(jù)上覆巖層自重,對模型頂部施加17.5 MPa垂直壓力,完成斷層區(qū)域原巖應(yīng)力模型的建立。建立的模型如圖1。

        圖1 斷層區(qū)域原巖應(yīng)力模型

        2.2 擾動模擬設(shè)置及結(jié)果分析

        為分析掘進(jìn)擾動前后斷層附近應(yīng)力變化情況,首先根據(jù)初始加載應(yīng)力記錄斷層附近的應(yīng)力變化情況,并繪制應(yīng)力變化曲線圖如圖2所示。然后分析掘進(jìn)擾動下斷層區(qū)域應(yīng)力分布變化情況,設(shè)置X軸從左到右為巷道的掘進(jìn)方向,巷道設(shè)置為寬×高=4 m×3.6 m的矩形斷面,掘進(jìn)循環(huán)進(jìn)度根據(jù)實(shí)際情況設(shè)置為0.8 m,將每個循環(huán)的應(yīng)力變化整理出距離斷層不同位置處的應(yīng)力變化曲線圖,如圖3。

        根據(jù)圖2可知,在初始加載應(yīng)力下,斷層處最大應(yīng)力值為23.2 MPa,斷層兩側(cè)隨距離變化呈迅速遞減趨勢。在距離斷層約20 m范圍內(nèi),應(yīng)力變化梯度較大;距離斷層20 m以外,斷層對應(yīng)力變化影響變緩;至距離斷層30 m以外,應(yīng)力值基本保持穩(wěn)定。說明斷層對附近應(yīng)力影響較為明顯的范圍為斷層兩側(cè)30 m。

        圖2 初始應(yīng)力下斷層附近應(yīng)力變化曲線圖

        根據(jù)圖3可知,巷道掘進(jìn)后,按照斷層影響范圍30 m,從距離斷層30 m處開始每掘進(jìn)5 m記錄一次應(yīng)力變化。通過記錄曲線可知,不同距離所產(chǎn)生的應(yīng)力變化呈距離斷層越近應(yīng)力越大趨勢。掘進(jìn)至斷層中心位置處應(yīng)力值達(dá)到最大值30.2 MPa,相比于未掘進(jìn)前的初始應(yīng)力下增加7 MPa。由此分析受巷道掘進(jìn)擾動影響,斷層附近應(yīng)力進(jìn)一步增大,并根據(jù)應(yīng)力值變化規(guī)律可知,掘進(jìn)工作面距離斷層越近,應(yīng)力值增長速度越快。

        圖 3 掘進(jìn)時不同測點(diǎn)應(yīng)力變化曲線

        3 過斷層方案

        3.1 掘進(jìn)工作面過斷層方案

        過斷層必須從安全、高效、施工難度等方面進(jìn)行綜合考慮,以確定最佳過斷層方案。掘進(jìn)工作面常規(guī)過斷層方法分別有斷層中部直接穿過法、后退臥底法、后退挑頂法[3-8]。結(jié)合F3斷層特征分析,采用斷層中部直接穿過法存在前期破頂、后期托頂煤掘進(jìn),將造成頂板難管理、工程難度較大且周期較長等問題。后退臥底法無法進(jìn)入斷層下盤的煤層內(nèi),過F3斷層需掘進(jìn)至斷層下盤上部的煤層內(nèi),且因斷層附近煤巖體破碎,不宜采用托頂煤過斷層。故需采用后退挑頂法過斷層,即后退至距離斷層一定位置處向煤層頂板方向掘進(jìn),并將后退段巷道通過鋪底墊實(shí),掘進(jìn)至揭露斷層后巷頂直接與斷層下盤的煤層頂板對接。后退挑頂過斷層法避免了托頂煤施工,且工程量小,安全系數(shù)高。

        為確保后退挑頂法過斷層的成功實(shí)施,需根據(jù)斷層特征、挑頂坡度及相應(yīng)計(jì)算得出后退距離。根據(jù)F3斷層特征可知,斷層落差5.2 m,根據(jù)巷道使用需要,確定巷道挑頂坡度為12°,通過公式(1)即可計(jì)算后退距離:

        S=h·ctgθ(1)

        式中:S為需后退距離,m;h為斷層落差,取5.2 m;θ為挑頂坡度,取12°。

        通過式(1)計(jì)算得知,需后退24.5 m,即距離斷層24.5 m處以+12°坡度挑頂施工,即可實(shí)現(xiàn)過斷層后巷頂與斷層下盤的煤層頂板對接。后退挑頂法過斷層方案示意圖如圖4。

        圖4 后退挑頂法過斷層方案示意圖(m)

        3.2 過斷層補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案

        根據(jù)斷層影響范圍及后退挑頂過斷層方案,需在距離斷層至少30 m處開始采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案。采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后,方可在距離斷層24.5 m處挑頂施工。為確保安全起見,決定在距離斷層40 m處開始實(shí)施錨網(wǎng)支護(hù)+錨索補(bǔ)強(qiáng)+注漿加固的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案,具體支護(hù)方案如下:

        (1)錨網(wǎng)索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)

        3300工作面運(yùn)輸巷原支護(hù)形式為錨網(wǎng)支護(hù),頂部錨桿為Ф20 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,幫部為Ф20 mm高強(qiáng)玻璃鋼錨桿,長度均為2 m,錨桿間排距為1 m×1 m。過斷層區(qū)域補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案為:頂部錨桿變更為Ф22 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,幫部錨桿變更為Ф22 mm高強(qiáng)玻璃鋼錨桿,長度均變更為2.4 m,錨桿間排距均縮小至0.8 m;頂部增加兩根補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)錨索,錨索采用Ф17.8 mm高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力鋼絞線,錨索長度6.3 m,錨索施工位置為巷中偏兩側(cè)0.9 m處各布置一根,錨索排距1.6 m。

        (2)注漿加固

        注漿范圍為斷層兩側(cè)40 m范圍(同補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)范圍一致)。過斷層掘進(jìn)期間,滯后迎頭10 m以上開始實(shí)施注漿加固。注漿加固與掘進(jìn)平行作業(yè),確保斷層附近破碎圍巖的及時膠結(jié)穩(wěn)固。漿液水灰比1.5:1,注漿孔深2 m,巷頂中部布置一個,巷頂兩側(cè)距幫0.5 m處各布置一個,排距1.6 m。注漿效果以斷面內(nèi)錨桿、錨索及頂、幫均勻滲出漿液后停止第一回次注漿,待漿液凝固48 h后實(shí)施第二回次注漿,直至注漿壓力達(dá)到4 MPa后停止注漿。

        4 實(shí)踐效果分析

        3300工作面回風(fēng)巷過F3斷層采取后退挑頂法過斷層方案及補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案后,進(jìn)行現(xiàn)場觀測,過斷層期間未發(fā)生破碎圍巖冒落情況,過斷層后實(shí)現(xiàn)巷頂與斷層下盤的煤層頂板直接對接,避免托頂煤施工情況,實(shí)現(xiàn)了安全過斷層。此外,通過對過斷層補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)段每隔20 m建立一組礦壓觀測站,采用十字測量法觀測頂板下沉量、底板底鼓量、兩幫位移量,并擇取變形量最大一組測站根據(jù)觀測天數(shù)繪制變形量變化曲線圖,如圖5。

        圖5 圍巖變形量變化曲線圖

        根據(jù)礦壓觀測數(shù)據(jù)分析,對過斷層段采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后,掘進(jìn)后巷道前10 d內(nèi)圍巖變形量增幅較大,分析為掘進(jìn)擾動影響下應(yīng)力重新分布,圍巖在支護(hù)體支撐空間內(nèi)發(fā)生了短時的快速變形。10~40 d內(nèi)各類變形量增幅均有明顯減緩,80 d后各變形量均趨于穩(wěn)定,頂板最大下沉量穩(wěn)定在93 mm,煤柱幫最大位移量穩(wěn)定在97 mm,實(shí)體煤幫最大位移量穩(wěn)定在73 mm,最大底鼓量穩(wěn)定在81 mm,表明在補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)下,圍巖變形量已得到有效控制,巷道最大變形量在巷道支護(hù)體允許變形范圍之內(nèi)。

        5 結(jié)論

        (1)通過對白溝煤礦3300工作面回風(fēng)巷揭露的F3斷層進(jìn)行數(shù)值模擬,得出斷層影響范圍為斷層兩側(cè)30 m,掘進(jìn)擾動下最大應(yīng)力達(dá)到30.2 MPa,距離斷層越近的區(qū)域應(yīng)力集中程度越高。

        (2)采取的后退挑頂法過煤層完全斷開的正斷層具有工程量小、安全系數(shù)高的優(yōu)點(diǎn),避免了托頂煤過斷層,且層位安全對接準(zhǔn)確,實(shí)現(xiàn)安全過斷層。

        (3)采取的錨網(wǎng)支護(hù)+錨索補(bǔ)強(qiáng)+注漿加固支護(hù)方案能夠滿足過斷層段的支護(hù)要求,圍巖最大變形量僅97 mm,為巷道安全過斷層提供保障。

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