厚泥岩顶板（精选5篇）
厚泥岩顶板 篇1
0 引言
安徽恒源煤电股份有限公司钱营孜煤矿首采3212工作面回采巷道直接顶为软厚泥岩, 围岩力学性质差, 裂隙较发育, 具有重塑性、崩解性、膨胀性、触变性及流变性等特点。开挖后, 围岩变形很剧烈, 破裂区范围较大, 裂隙较发育, 同时受顶板砂岩水等外界条件影响, 巷道维护困难。现场观测表明, 顶板在3个月内会在锚杆锚固区2 m范围内出现不同程度的离层或破坏, 个别钻孔还发现锚杆锚固区外的离层现象, 而且出现不同程度的多次破坏状况。针对这种情况, 在现场进行钻孔窥视等观测并结合理论分析, 探讨了围岩破坏规律及失稳机理并提出解决这类问题的关键技术及支护方案。
1 地质条件
安徽恒源煤电股份公司钱营孜煤矿首采3212工作面机风巷长约2 300 m, 埋藏深度接近700 m, 工作面开采的32煤层位于上石盒子组下部, 煤层厚0.58～8.22 m, 平均煤厚2.89 m, 煤层平均倾角18°, 煤层结构较复杂, 具夹矸, 全部为非火成岩侵入区。
顶底板总体特征为:岩石结构松散, 节理发育, 强度低, 且抗水浸和抗风化较差, 易软化;岩石抗压及抗变形能力差, 岩石坚固性差, 为不稳定岩层, 属易冒落的松散顶板。顶底板岩性柱状情况如图1所示。
2 顶板围岩裂隙发育特征及失稳机理
巷道开挖后, 由于应力场重新分布, 原有三向应力状态转变为二向或低压三向应力状态, 应力变化与围岩强度的强弱关系诱发围岩的拉伸破坏和剪切破坏, 岩体内部产生裂隙, 随时间推移, 裂隙逐渐向围岩深部扩散。裂隙发展是一个渐进、积累的过程, 巷道围岩控制的关键在于准确把握裂隙的演化规律和破裂特征。
2.1 顶板围岩裂隙发展发育规律
在钱营孜矿3212工作面回采巷道进行大量钻孔窥视, 对孔壁裂纹进行识别观测, 分析总结出围岩内部裂隙发展发育规律如下:巷道开挖后, 由于应力场的改变, 完整岩体在高应力的作用下达到其破坏的强度, 围岩发生拉伸破坏和剪切破坏, 岩体内出现裂纹, 裂纹逐渐发展成为裂隙, 并与相邻的裂隙构成围岩的破裂区;随时间的推移, 破裂区内岩体继续产生新的裂纹、裂隙, 裂隙数目逐渐增加, 破裂区内的破碎程度增加, 但这种裂隙数目的增加存在一个平衡点, 当破裂区内裂隙数目达到这个点后, 裂隙的数目不再增加, 即裂隙达到饱和, 此时破裂区围岩的变形破裂主要为原有裂隙扩展和贯通, 新增裂隙很少[1]。
2.2 软厚泥岩顶板巷道失稳机理
通过对现场不同地段巷道围岩顶板条件的不同, 将巷道分类为无水完整顶板巷道、无水破碎顶板巷道和有水破碎顶板巷道。针对后两种顶板条件下巷道围岩条件比较复杂、支护比较困难的特点, 深入研究其失稳机理及破坏特征, 有利于这类巷道的合理支护技术方案的确定。
(1) 无水破碎顶板巷道失稳分析。从强度强化理论可知, 锚杆支护后, 减小了巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移, 控制围岩破碎区、塑性区的发展, 从而有利于保持巷道围岩的稳定。由于钱营孜煤矿3212工作面煤巷直接顶为软厚泥岩, 在开挖后围岩变形很剧烈, 破裂区范围较大, 裂隙较发育, 会出现裂隙发育区、微裂隙区和锚固区三类区域。在巷道开挖后, 围岩破裂区不断扩展, 与此同时裂隙发育区也在不断扩展, 当围岩锚固区处于裂隙发育区和微裂隙区之间时, 巷道是不稳定的, 由于受支护材料材质、锚固剂性能和外界干扰, 锚固体性能可能降低, 将导致围岩应力场再次重新分布, 裂隙发育区将继续扩展, 当锚固区完全处于裂隙发育区内时, 巷道极不稳定, 随时可能发生冒顶事故。
(2) 有水破碎顶板巷道失稳分析。通过钱营孜矿3212工作面回采巷道的大量钻孔窥视发现, 有水破碎顶板在围岩深部存在纵向裂隙, 当老顶为含水层时, 纵向裂隙就是导水裂隙。当破裂区范围发展至纵向裂隙时, 形成导水通道, 含水层的水将通过导水通道流出。由于水对围岩有物理、化学弱化作用, 降低了围岩的力学性质;同时水对锚杆和药卷也有侵蚀作用, 能使锚固剂的性能降低, 锚杆杆体发生腐蚀等, 从而降低了锚杆的锚固力, 起不到锚固岩层的作用。因此, 水作用后的锚固体力学性质劣化, 使锚杆既失去了稳定的“承载基础”, 又弱化了预应力传递介质“岩体”, 从而降低了锚杆的预应力作用, 逐渐使锚固岩体应力松弛, 变主动支护作用为被动悬吊作用, 未能充分发挥锚杆的高强度性能, 进一步促使裂隙发育, 导致破裂区逐渐扩展, 微裂隙区逐渐向裂隙发育区演化, 裂隙发育区将不断增大, 当锚固区完全处于裂隙发育区内, 此时巷道极不稳定, 如未采取补强加固措施, 巷道将发生顶板事故[2]。
3 软厚泥岩顶板条件下巷道锚杆支护
3.1 支护关键技术
针对3212工作面回采巷道具体现状, 根据巷道失稳机理的分析, 采用的基本支护方式为高性能锚带网索 (桁架) 支护。顶板和帮部均采用高性能锚杆支护, 最大限度地加大锚固长度和范围, 结合T型 (或M型) 钢带护顶、窄带钢护帮, 顶、帮均采用菱形金属网、钢塑网、钢筋网紧贴岩面护顶、护帮。针对部分顶板破碎严重和破碎范围大的巷道, 可以采用的加强支护方式为围岩内部注浆加固, 并采用高强度的锚杆支护技术、增强的锚索支护技术、关键部位点柱加强、在局部加强的围岩注浆加固等关键技术手段。
3.2 支护技术方案设计
根据现场具体条件下巷道失稳机理的研究和巷道锚杆设计原则并结合该条件下的数值模拟分析结果, 提出以下技术方案。
3.2.1 3212工作面巷道基本支护方案
3212工作面巷道基本支护方案如图2所示, 每排布置6根φ22×M24×2 600 mm的高性能锚杆。锚杆从巷道中心开始向两帮均匀布置, 靠帮的2根锚杆距巷帮均为100 mm, 并与顶板垂直方向成20°夹角分别向两帮倾斜布置。锚杆配套4.2 m长的T型钢带, 或M4型以上的钢带;配套菱形金属网和φ6 mm钢筋网的双层网护表。每根锚杆配套2节Z2350型中速树脂药卷加长锚固, 锚杆间距800 mm, 排距800 mm, 锚杆预紧扭矩应达到400 N·m以上。
3.2.2 巷道加强支护方案
巷道加强支护方案如图3所示, 顶板中每隔3排锚杆布置一排锚索 (即排距为2.4 m) , 每排2根, 锚索距煤帮均为1.1 m (即锚索间距为2 m) 。锚索钢绞线直径为17.8 mm长6.3 m, 采用2.4 m轻型槽钢, 其上相邻两眼间距2 m。每孔采用4节Z2350中速树脂药卷加长锚固。锚索还应配套100 mm×100 mm×10 mm规格的小托板, 锚索紧跟迎头施工安装, 锚索张拉力应在10 t左右。
3.2.3 巷道煤帮支护技术方案
巷道两帮布置4根φ20×M22×2 200 mm的高性能锚杆。锚杆从上向下均匀布置, 锚杆间距为800 mm, 上下2条锚杆分别距顶、底200 mm, 并呈30°角分布。锚杆配套2.6 m长的带钢;配套菱形金属网或塑钢网护表;每根锚杆配套1节Z2370型中速树脂药卷加长锚固;锚杆预紧扭矩应达到300 N·m以上。
3.2.4 顶板破碎段及构造异常带的围岩控制方案
当顶板破碎较为严重, 会造成巷道掘进时顶板岩石随掘随冒, 难以形成矩形断面, 此时, 顶板以自然垮冒后的自然拱顶较为合理, 可考虑改变顶板形状, 将平顶型改为拱形或类拱型。这时锚杆的布置间排距为800 mm×800 mm, 可根据现场情况对钢带长度和厚度进行改变。当出现断层等构造带, 或者顶板水较大时, 暂时考虑架棚的支护方式, 但要求顶部要背实。有条件时, 在架棚同时也应该施工顶部锚杆。
3.3 顶板控制效果
应用以上技术方案在现场指导施工, 并严格按照标准化要求的施工工艺掘进。在巷道掘出后, 巷道变形破坏剧烈, 随时间推移, 变形速度逐渐减小, 最终巷道围岩趋于稳定, 此时顶板下沉量控制在140 mm以内, 两帮移近量在180 mm左右, 能满足巷道的正常使用。
4 结论
(1) 采用钻孔窥视对钱营孜煤矿软厚泥岩顶板条件下巷道顶板裂隙发展发育规律分析得出:裂隙扩展是由围岩浅部逐渐向围岩深部扩散;裂隙数目随时间逐渐增加, 掘后一段时间达到饱和, 裂隙数目保持不变;裂隙发育程度在开挖后持续增大, 至掘后稳定期趋于稳定。
(2) 在围岩裂隙发育分析的基础上, 对破碎顶板围岩失稳机理研究表明:当锚固区处于裂隙发育区和微裂隙区之间时, 巷道是不稳定的, 受锚杆材质、锚固剂性能和外界条件的影响, 微裂隙区将逐渐向裂隙发育区演化;破裂区范围扩展至纵向裂隙时, 将导通含水层, 由于水对围岩有侵蚀作用, 将加剧围岩变形。
(3) 采用高强度锚杆支护技术、增强的锚索支护技术和局部加强支护的关键技术, 结合数值模拟分析提出钱营孜煤矿3212工作面回采巷道锚杆支护技术方案。
(4) 现场观测表明这种支护技术达到了在巷道服务期间不需维修及工作面回采期间巷道围岩整体稳定性较好, 顶板围岩内部破碎程度低, 能够满足工作面通风、运输与安全生产的要求, 为类似复杂条件下的巷道围岩控制提供了参考及借鉴。
摘要：针对安徽恒源煤电股份公司钱营孜矿3212工作面回采巷道直接顶为软厚泥岩, 围岩力学性质较差, 围岩内部裂隙较发育, 破裂区范围较大, 同时受顶板砂岩水等外界条件影响, 巷道维护较难等问题, 通过现场调研和理论分析, 总结出软厚泥岩顶板巷道失稳机理, 提出巷道围岩控制技术关键。通过现场钻孔窥视并结合数值计算等方法, 提出该条件下的巷道锚杆支护方案并对其技术参数进行反馈修正。现场实践表明, 该技术可以有效控制3212工作面回采巷道的围岩稳定性, 并为类似条件的巷道支护提供依据。
关键词：软厚泥岩顶板,围岩控制,失稳机理,锚杆支护
参考文献
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[2]姚强玲, 李学华, 瞿群迪.富水煤层巷道顶板失稳机理及围岩控制技术[J].煤炭学报, 2011, 36 (1) :12-17
厚泥岩顶板 篇2
目前, 对回采工作面支承压力分布规律的研究方法主要有理论计算、数值模拟和现场实测等。由于理论计算过程中选取煤岩体力学参数与实际的差异较大, 造成理论计算与实际值不符, 从而限制了理论计算法在回采工作面支承压力分布规律研究方面的应用。采用现场实测和数值模拟相结合的方法是研究回采工作面支承压力分布规律最为可靠的方法[1,2]。目前, 对中厚煤层工作面、孤岛工作面、超长工作面支承压力分布规律的研究较多, 而对软厚泥岩顶板工作面侧向支承压力分布规律的研究较少。研究认为:一般工作面的超前支承压力峰值位置距煤壁4~8 m, 侧向支承压力峰值位置距煤壁10~15 m。软厚泥岩顶板工作面支承压力分布规律与一般工作面相比存在较大的差异。因此, 深入研究软厚泥岩顶板工作面支承压力分布规律, 对区段煤柱宽度的确定、煤炭资源的回收率和动力灾害事故的预防等具有重大意义[3,4,5]。以某矿W3212工作面为工程背景, 采用现场实测和数值模拟相结合的方法, 研究了软厚泥岩顶板工作面支承压力分布规律, 以期为邻近工作面沿空掘巷窄煤柱的合理留设与围岩支护设计提供指导。
1 工程概况
某矿32煤层倾角为12°~18°, 平均15°, 工作面机巷长2 036 m, 标高-610~-570 m;风巷长2 156 m, 标高-570~-490 m;开切眼斜长235 m, 平距232 m。工作面内煤层赋存情况较为复杂, 煤层在工作面北部较厚, 南部较薄, 结构复杂, 含2层夹矸;32煤为黑色~黑褐色, 弱玻璃光泽, 粉末状~碎块状, 部分发亮, 半亮型镜煤;32煤层的顶底板情况如表1所示。
2 实测工作面侧向支承压力分布规律
工作面侧向支承压力观测站布置如图1所示。利用KSE-II-1型钻孔应力计反映工作面侧向支承压力大小的变化, 通过KSE-Ⅲ型钢弦压力记录仪、采集仪储存、搜集数据。钻孔应力计布置在W3212工作面回风平巷实体煤侧, 通过在不同深度埋设测点, 观测工作面侧向压力分布规律。
由图1可知, 在W3212回风平巷实体煤侧共布置16个钻孔应力计观测站, 深度在2.0~26.0 m之间。通过在现场100多天的连续观测, 分析得出了W3212工作面侧向支承压力分布规律为: (1) W3212工作面侧向支承压力分布大致呈双峰曲线, 其中应力增高峰值在距离巷帮深处10.0 m, 随着工作面的推进, 侧向支承压力曲线的形状没发生大的变化, 只是应力增量逐渐增大。 (2) 支承压力峰值位置及应力增高区。侧向支承压力增量最大位置出现在4.0 m钻孔处, 增量达6.23 MPa, 且较3.0 m钻孔和5.0 m钻孔增加明显;分析认为4.0 m为侧向支承压力增高区的起始点。5.0 m和7.0 m处液压油泵施加的初始应力值分别为3.86 MPa和3.78 MPa, 而仪器要求初始应力值在4.0~6.0 MPa之间, 且这两点钻孔应力计应力增量均小于其前后钻孔应力计增量;分析认为5~7 m作为侧向支承压力增高区的一部分。6.0 m、8.0 m和10.0 m处钻孔液压油泵施加的初始应力值分别为4.81 MPa、4.34 MPa和4.43 MPa, 大小基本一致, 且应力增高趋势也基本一致;工作面推进至0~10 m时, 6.0 m、8.0 m和10.0 m处钻孔液压油泵应力增量达到最大值, 分别为9.12 MPa、8.32 MPa和8.82 MPa, 应力集中系数分别为1.90, 1.92, 1.99, 均值为1.94;分析认为侧向支承压力在钻孔深处10.0 m达到最大值, 6.0~10.0 m范围岩体作为侧向支承压力增高区的一部分。12.0 m、14.0 m和16.0 m处钻孔液压油泵施加的初始应力值分别为5.16 MPa、5.22 MPa和4.07 MPa, 这3点钻孔应力增量较10.0 m点明显减小, 但均比3.0 m点大;分析认为12.0~16.0 m范围岩体作为侧向支承压力增高区的一部分。综上所述, 4.0~16.0 m为侧向支承压力增高区, 且10.0 m位置处达到侧向支承压力峰值。 (3) 原岩应力区。对17.5 m、20.0 m、23.0 m和25.5 m钻孔应力计数据进行分析:这4点钻孔液压油泵施加的初始应力值分别为2.87 MPa、6.57 MPa、7.33 MPa和4.32 MPa, 且这4点应力增量差别较大, 其中20.0 m和23.0 m钻孔应力增量约为17.5 m钻孔的8倍, 而25.5 m钻孔应力增量基本恢复至3.0 m钻孔水平。综合分析认为17.5~25.5 m钻孔范围岩体已进入原岩应力区。
根据以上分析, W3212工作面回采期间侧向支承压力分布大致规律为侧向支承压力在钻孔深处10 m时达到最大值, 随着距离煤壁的增加侧向支承压力递减后逐步稳定, 趋于原岩应力数值, 如图2所示。
3 模拟工作面侧向支承压力分布规律
W3212工作面回采过程中, 采空区侧向煤岩体中应力将发生变化, 由于采场结构、采深、开采工艺、煤层厚度、煤体、直接顶及老顶岩层力学性质、赋存位置等存在差异, 导致工作面侧向支承压力分布规律的差异, 即在W3212工作面采空区侧向煤岩体中不同层面上的垂直应力分布是不同的, 所以采用UDEC4.0离散元程序对W3212工作面回采巷道巷帮煤体内的侧向支承压力分布规律进行了数值模拟计算分析。
W3212工作面回采时, 不同岩层侧向支承压力的分布规律如图3所示, 其分布规律与现场实测侧向支承压力分布规律及发展变化趋势基本吻合。工作面回采巷道巷帮内侧向支承压力峰值达到34.3 MPa, 应力集中系数为2.28。
由图3分析可知, W3212工作面回采期间不同岩层侧向支承压力分布规律为: (1) 直接顶与煤体侧向支承压力分布规律相似, 煤体侧向支承压力峰值比直接顶应力峰值稍大, 峰值大约在11 m深位置处, 直接顶峰值位置略深一点, 大约在13 m深位置处, 在靠近采空区一定的范围内, 煤层内存在低应力区。 (2) 老顶岩层中支承压力相对较低, 应力集中程度较小, 表明其分布载荷并不大, 其应力集中的峰值点在煤体、直接顶应力峰值点之外, 大约在距离巷帮18 m位置处。
4 结论
采用钻孔应力计在某矿32煤层W3212工作面进行现场实测研究, 结果表明:软厚泥岩顶板工作面侧向支承压力分布大致呈双峰曲线, 从采空区边缘起, 4.0~16.0 m为应力增高区, 10.0 m位置为应力峰值, 17.5~25.5 m范围岩体已进入原岩应力区。采用UDEC4.0离散元程序对工作面回采巷道巷帮煤体内的支承压力分布规律进行了数值模拟计算分析。结果表明:巷帮煤体中侧向支承压力峰值达到34.3 MPa, 应力集中系数2.28, 峰值在距离巷帮11 m位置处, 直接顶支承压力峰值在距离巷帮13 m位置处, 老顶支承压力峰值在距离巷帮18 m位置处。软厚泥岩顶板工作面巷帮煤体侧向支承压力峰值位置到巷帮的距离比一般工作面小。现场实测研究与数值模拟研究一致, 可为邻近工作面沿空掘巷窄煤柱的合理留设与围岩支护设计提供指导。
摘要：采用现场实测和数值模拟相结合的方法对某矿W3212工作面回风平巷巷帮煤体中支承压力分布规律进行研究。实测结果分析表明:软厚泥岩顶板工作面巷帮煤体侧向支承压力峰值位置到巷帮的距离比一般工作面小, 约为10 m, 4.016.0 m为应力增高区, 17.525.5 m范围岩体已进入原岩应力区;数值模拟研究结果表明:巷帮煤体中侧向支承压力峰值达到34.3 MPa, 应力集中系数为2.28, 峰值处于距离巷帮11 m位置, 直接顶和老顶支承压力峰值分别处于距离巷帮13 m和18 m位置。
关键词：软厚泥岩顶板,回采工作面,侧向支承压力,现场实测,数值模拟
参考文献
[1]陈轶平.综采工作面超前支护支承压力观测与分析[J].山西大同大学学报:自然科学版, 2009, 25 (3) :63-65.
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[3]张永俊.大采高综放工作面前方支承应力数值模拟研究[J].山西煤炭, 2010, 30 (9) :42-44.
[4]姜福兴, 马其华.深部长壁工作面动态支承压力极值点的求解[J].煤炭学报, 2002, 27 (3) :273-275.
泥岩顶板巷道冒顶机理分析及防治 篇3
1 工程背景
城郊煤矿十采区辅助轨道巷沿二2煤层掘进, 煤层平均厚2.8 m, 以亮煤为主。煤层顶底板局部有伪顶, 随掘随落;直接顶为泥岩, 平均厚6.9 m, 泥质胶结、结构疏松, 易风化, 抗水浸能力差, 属易冒落的松散顶板;基本顶为中细粒砂岩或砂质泥岩, 砂粒分布均匀, 平均厚8.0 m。直接底为砂质泥岩, 平均厚3.5 m, 遇水易泥化。该巷道在掘进过程中顶板、两帮受出水影响较大。
2 巷道冒顶情况
十采区辅助轨道巷在施工至403～410 m段时, 顶板破碎, 锚杆 (索) 支护起不到应有作用, 掘进面冒顶, 冒顶范围长约7 m, 高约8 m, 呈倒V形冒落 (图1) , 且后巷施工锚杆受冒顶影响, 多处锚杆螺纹段与螺丝段结合处发生断裂 (图2) 。
在冒顶段巷道掘进过程中, 采用风镐开挖配合掘进机出煤, 为防止顶板冒落, 在该段巷道内打超前骨架施工人工顶板。当循环进尺达到800 mm时, 先采用锚网带、锚索支护, 护顶锚杆、护帮锚杆及时打注, 再进行套棚支护, 空帮、空顶、空肩窝处用原木等填实。但已支设的工字钢棚强度和刚度不够, 架设工字钢棚后仍不能有效控制顶板的下沉, 在冒顶发生时已安设18架工字钢棚, 冒落矸石压弯一架棚梁并推歪3架工字钢棚的棚腿, 造成工字钢棚、顶板钢带及锚杆均失效。
3 巷道围岩变形监测
(1) 监测内容。
在十采区辅助轨道巷内分别布置3个测点:1#测点布置在顶板不受淋水且完整的断面处, 2#测点布置在顶板不受淋水但破碎的断面处, 3#测点布置在顶板淋水且破碎的断面处。通过测点监测巷道顶板离层情况、两帮及顶底板移近量, 并实时记录矿压显现现象。
(2) 监测结果分析。
各测点两帮及顶底板累计移近量及移近速度如图3、图4所示。
从观测结果可以看出:各测点两帮移近量大于顶底板的移近量。其中, 1#测点巷道掘进初期围岩变形量大, 但其围岩变形很快达到稳定状态, 此类顶板自稳性好;2#测点巷道掘进初期变化较为平缓, 变形速度迅速增大, 经过约15 d的时间也能达到稳定状态;3#测点巷道掘进初期受水冲刷, 巷道变形量迅速增大, 围岩破碎, 且在观测9 d后仍未能达到稳定状态。
4 巷道冒顶机理分析
4.1 地质因素影响
(1) 岩性。
十采区辅助轨道巷煤层顶板为泥岩、砂质泥岩, 局部有泥岩伪顶。该类顶板抗水浸、抗风化能力较差, 不稳定。
(2) 断裂面。
在顶板冒落段, 巷道左右帮均发现断裂面, 岩层失去连续性, 导致围岩自身承载能力变弱。
(3) 导水裂隙。
冒落段巷道顶板及右帮均有不同程度的出水, 顶板存在导水裂隙, 而采用锚杆支护打眼的过程中又加剧了对顶板的破坏, 加大了导水裂隙与含水层的沟通, 锚固段受水浸失去其应有的效能, 导致支护不起作用。
(4) 水平构造应力。
城郊煤矿区域构造应力场为近南北方向, 十采区辅助轨道巷 (方位角310°) 是与最大水平应力方向呈锐角 (约40°) 相交的巷道, 巷道顶底板岩层发生剪切破坏, 继而出现岩层错动和底板岩层的膨胀, 导致顶板稳定性差, 且顶底板变形偏向巷道左帮。
(5) 由于顶板受水浸, 顶板岩性弱化, 使围岩力学性质大幅降低。
水对锚杆和树脂药卷的侵蚀, 使树脂锚固剂的性能和杆体强度大大降低。因此, 水作用后的锚固体力学性质劣化, 使锚杆既失去了传递预应力的介质作用, 其主动支护又改变成了被动悬吊, 失去了其应有的作用。
4.2 其他因素影响
在顶板冒落前期, 由于认识不足, 所施工的人工顶板及工字钢棚效果不理想, 没有起到应有的作用。施工进度缓慢, 导致直接顶长时间悬露, 进而加剧了其受风化、水浸的影响程度。相邻十采区辅助胶带巷放炮施工对该掘进工作面围岩的扰动, 导致其处在一个应力不断重新分布的环境中, 顶板裂隙不断增多, 处于失稳状态。
5 施工及防范措施
(1) 施工措施。
受冒落区段影响, 传统意义上的锚杆 (索) 支护、架棚支护已不能有效解决该段巷道的支护问题, 且施工进度缓慢会进一步加剧对顶板稳定性的破坏。因此, 首先架“井”形木垛接顶, 采用从掘进面后40 m按3°上山挑顶施工, 在掘进面朝底板、顶板打钻注浆加固的施工方法 (图5) 。
(2) 防范方法。①严把工程质量关。巷道围岩的破坏失稳一般没有明显的
预兆, 因此在施工过程中要严把工程质量关。对顶板破碎段要密切观测, 每班施工完毕后, 由专人在现场检验锚杆的锚固力及螺母扭矩, 以检查淋水对锚杆支护效果的影响。②坚持矿压监测。矿压监测是一项长期工作, 要编制监测计划, 建立相应台账, 及时分析并采取相应处理措施。③严格支护设计。巷道围岩控制要从支护设计入手, 提高支护强度。发现巷道变形量较大时, 要采取加强支护措施 (如锚索补强或套棚等) 。锚索施工时, 应有锚索施工布置图, 明确锚索布置的具体位置、间距及技术参数要求。
6 结语
在城郊煤矿十采区辅助轨道巷进行了施工及支护效果试验, 结果表明:泥岩顶板巷道维护状况明显改善, 原来围岩变形剧烈的地段, 变形量均控制在允许范围内。
(1) 顶板无淋水且完整的巷道在掘进初期围岩变形量大, 但其围岩变形很快达到稳定状态。受水影响, 顶板完整的巷道围岩能达到稳定状态, 而顶板破碎的围岩一直处于流变状态。
(2) 采用架“井”形木垛接顶, 掘进工作面后退40 m按3°上山挑顶施工, 最后在掘进面朝底板、顶板打钻注浆加固的施工方法, 有效控制了巷道围岩变形, 满足了后期生产需要。
参考文献
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厚泥岩顶板 篇4
山西晋城地区上组3#煤层资源逐渐枯竭, 8#、9#煤层在很多矿井多为不可采或局部可采煤层, 下组15#煤层逐渐成为将来的主采煤层[1,2,3], 该煤层隶属于石炭系上统太原组。15#煤层厚度约为1.85 m~5.6 m, 顶板老顶为K2石灰岩, 厚度约为4.4 m~13.9 m, 为灰色厚层状生物碎屑灰岩, 绝大多数地区没有伪顶和直接顶。但山西晋城高平市与长治县交界地区的15#煤层埋深浅, K2石灰岩顶板发育不完整, 局部地区顶板呈黄泥裹碎石状。本文针对这一特征, 以惠阳煤业15#煤层的地质力学为基础, 对其黄泥破碎顶板下巷道围岩支护技术进行研究[4]。
1 矿井概况
井田构造简单, 总体呈现为小型宽缓的向斜, 轴向东西向, 北翼地层倾角3°~4°, 南部较缓, 倾角1°左右, 井田内无断层、陷落柱, 构造总体属简单类型。
15#煤层位于太原组下部K2灰岩之下, 下距奥陶系界面16.5 m, 煤层厚度1.30 m~3.60 m, 平均厚度1.86 m, 发育0层~1层夹矸, 矸厚0.10 m~0.35 m, 结构简单。顶板K2灰岩下部局部发育一薄层黑色泥岩, 底板为泥岩或含黄铁矿砂质泥岩。井田内15#煤层除在井田西北部、东南部局部无15#煤层赋存外, 为稳定可采的煤层。区内15#煤层顶板为K2灰岩, 厚8.26m, 一般情况下K2灰岩下部有0.05 m~0.10 m的泥岩伪顶, 随煤层开采而崩落。底板多为深灰色泥岩, 局部含铝土质及黄铁矿。15101工作面切眼盖山厚度约30 m, 宽度为6.5 m。直接顶板为泥岩, 松软破碎, 厚度为3.5 m~5.5 m, 上覆岩层为黄土覆盖层。
2 围岩地质力学参数
15101工作面运输顺槽和回风顺槽在掘进期间, 巷道顶板赋存着5 m~7 m左右的泥岩, 考虑到开切眼巷道断面大, 顶板岩层赋存复杂, 支护难度大, 为了得到准确的巷道顶板岩石的物理力学参数, 在井下施工了两个钻孔, 均为巷道顶板钻孔, 1#孔位于15101回风顺槽460 m处, 钻孔深度21 m;2#孔位于15101回风顺槽560 m处, 钻孔深度20.65 m。对岩样加工成标准试件, 运用电子式万能材料试验机对岩样进行单轴抗压强度测试, 见图1所示。
3 开眼支护参数设计
开切眼高2.7 m, 宽7.0 m, 埋深约50 m左右。
开切眼沿15#煤层顶板布置, 矩形断面, 净宽7.0m, 净高2.7 m, 分二次掘进成巷, 一次4.3 m, 扩宽2.7 m, 其锚固支护设计方案见图2。
基本支护方式:锚杆+网+钢筋梯子梁;
补强支护方式:快速承载预应力小直径锚索;
锚杆材料:顶板锚杆采用左旋螺纹钢 (25 Mn Si) , Ф22 mm×2 400 mm, 帮锚杆采用圆钢锚杆Ф18mm×2 400 mm和玻璃钢锚杆Ф18 mm×2 400 mm;
锚杆布置方式:顶锚杆钻孔深度1 900 mm, 外露100 mm, 排距1 000 mm, 间距900 mm, 每排3根锚杆, 靠近扩帮侧 (玻璃钢锚杆帮) 的顶锚杆距离巷帮550 mm, 扩宽后的顶锚杆距离玻璃钢锚杆巷帮350mm, 且向扩宽后的玻璃钢锚杆巷帮倾斜约20°, 锚固剂:Z2360和K2360各一支;
帮锚杆钻孔深度1 700 mm, 外露100 mm, 排距1 000 mm, 间距1 000 mm, 每排3根锚杆, 上帮锚杆距离顶板300 m, 下帮锚杆距离底板400 mm, 且向顶底板倾斜约20°, 锚固剂:Z2360和K2360各一支;
锚杆托盘:厚度为10 mm钢板穹形多功能托盘, 规格为150 mm×150 mm×10 mm;
顶锚索材料:7股钢绞线, Ф17.8 mm×8 200 mm, 钻孔深度8 000 mm, 外露200 mm;
锚索布置方式:锚索排距2 000 mm, 每排1根, 距扩宽后的玻璃钢锚杆巷帮1 250 mm, 与巷道表面垂直, 锚固剂:Z2360两支和K2360一支;
锚索托盘:厚度为20 mm钢板托盘, 规格为300mm×300 mm×20 mm;
梯子梁:采用Ф14 mm整根钢筋, 焊点少, 焊口搭接;在布设锚杆处焊接锚杆卡栏, 锚杆需安装在卡栏内;玻璃钢锚杆帮不使用梯子梁;
网:12#铁丝编制的网孔为60 mm的菱形网, 两帮也可采用高强度钢塑 (夹筋) 网。铺网时应拉紧压实, 紧贴开切眼煤帮表面, 搭接长度为200 mm, 搭接处用16#双股铁丝以三花扣方式搭接, 联点间距≤200 mm。
二次扩巷时, 刷帮至4.3 m宽时, 支设两排单体液压支柱。单体液压支柱:采用规格为DW31.5、DW35、DW40型液压支柱, 间排距为800 mm×1 200 mm;单体液压支柱上部架设3.6 m∏型钢梁。
4 结语
a) 施工过程中, 严格执行敲帮问顶制度, 用长钎处理危险活矸活煤, 确认无问题后方可施工;
b) 打设点柱时要由外向里逐架进行, 并由一名安全员专门观察顶帮的变化情况。打设点柱时, 一定要打在实底上, 要打直打正打牢, 并且点柱要穿鞋戴帽, 之后栓好护绳[5];
c) 每隔30 m必须打顶板离层监测仪, 专人负责检测观察顶板变化, 发现问题及时汇报进行处理;
d) 在遇断层或地质构造影响带, 或围岩较破碎、受顶板淋水影响段, 补强锚索, 将锚索间距调整为1 000 mm, 必要时采用加长锚索长度、在锚索下增加10#槽钢梁。
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厚泥岩顶板 篇5
巷道支护是煤炭开采、各类矿山、水利水电隧道及铁路、公路交通隧道等地下工程的一项关键技术。正确认识巷道顶板岩体结构特点是确定支护型式和支护参数的基础。岩体变形机理、破坏机理和力学性质主要受岩体结构的控制。对顶板岩体结构调查和研究不够深入,选择的支护型式和参数不合理,是导致顶板冒落、支护失败的主要原因。
1 工程地质特征
永定庄煤矿15#煤层21701巷为81701综采工作面的皮带巷,81701工作面地面标高为1365-1410m。井下位于15号煤层317盘区,四周均未采,标高968-982m,北面为15-317三条盘区巷,东西面均为实体煤。工作面上方为14#层317盘区81713和81715工作面,现在正进行开采。14#煤层与15号煤层的层间距为19.4m,煤层厚度1.8~4.3m,平均3.0m,煤层倾角为0~1°,煤层普氏硬度系数f=1.98。煤层直接顶为炭质泥岩,节理裂隙发育、性松软,易破碎,厚度为2.3~3.5m,抗压强度为26.3MPa,老顶为粉砂岩,坚硬、性脆,厚度为2.0m,抗压强度为33.6MPa,煤层底板为褐色粉砂岩,厚度2.0m,抗压强度为64.8MPa。
2 原巷道支护方式及存在问题分析
2.1 支护形式
永定庄15#煤层317盘区21701运输巷沿15#煤层顶板掘进,为矩形断面,巷道净宽3.8m,净高2.45m,净断面9.31m2,采用锚杆锚索联合支护方式,锚杆间排距为1.0m×0.8m,杆长2.2m,直径22mm,设计锚固力不小于8吨,锚索长度为6m,巷道两帮采用细直径锚杆(长1.7m,直径准16mm)加尼龙护帮网和砼托板支护。在上方14#煤层采动影响较大区,巷道护帮由原来二排三花式变为三排五花式布置,排距中至中0.6m,间距中至中1.5m。
2.2 巷道支护状况
21701巷在沿顶掘进区段,巷道顶板随掘随冒,即使留住顶板,直接顶也极易风化破碎,部分锚杆托板压裂、压坏,甚至锚固失效,留顶煤处,巷道掘进后顶煤离层,部分顶煤开始掉落,进一步表现为顶煤破碎,顶板下沉严重,顶锚杆锚固失效。尤其在上方煤柱集中压力区,顶板压力显现大,虽经工字钢棚二次维护,但仍有破坏现象发生,工字钢梁弯曲,为此该矿不得不采用工字钢棚进行二次维护。
2.3 原因分析
由于15#煤层上方为3.5m厚的炭质泥岩,该泥岩节理裂隙发育、性松软,易破碎,巷道开挖后顶板即产生松动变形。在此变形过程中,围岩极易发生变形不均、危石掉落等现象,从而造成巷道断面形状不规则,进而导致支护结构受力不均,在此条件下原有的锚杆锚索联合支护没有形成整体锚固体结构,即锚杆、锚索并没有通过金属网、W钢带等构件使破碎顶板形成整体锚固体结构。
3 支护参数设计
3.1 锚杆(索)长度
3.1.1 顶锚杆长度
根据Lm=L1+t+L2计算。式中:Lm-锚杆长度,m;L1-锚杆外露长度,取0.15m;L2-锚固段长度,取0.3m;t-整体锚固结构体有效组合厚度,回采巷道组合梁的组合厚度取1.75m。计算回采巷道顶锚杆长度为:2.2m。
3.1.2 锚索长度
依据顶板岩层特性,按悬吊理论计算:L=L0+△。式中,L0-顶板不稳定岩层高度,根据45356#钻孔顶板不稳定岩层高度为3.61m;△-锚索锚固长度与外露长度之和,取1.7m。计算得,巷道锚索长度应为4.18~5.31m。确定巷道锚索长度6.0m。
3.1.3 帮锚杆长度
根据顶锚杆长度计算公式,t按两帮塑性区厚度取1.05m。计算得,帮锚杆长度1.4~1.5m,取1.7m。
3.2 锚杆(索)间排距、根数
为了使各锚杆作用力影响范围彼此相交,形成完整的组合和加固作用,间距按锚杆长度的1/3~2/5选取。并结合锚杆支护理论和巷道断面尺寸综合考虑确定如下:
(1)顶锚杆间排距、根数。间距取0.8m,排距取0.9m,取5根;(2)帮锚杆间排距、根数。三排五花式布置,间距0.6m,排距1.5m;(3)锚索间排距、根数。锚索间排距的确定考虑部分顶锚杆的悬吊作用,则锚索所承担的岩层重量确定,设每排布置一根时排距应为:。式中,Qs-锚索的锚固力取25t;Qm-锚杆的锚固力取10t;n-悬吊作用锚杆根数,取2;k-安全系数,取1.2;Qc根据冒落岩层高度计算得回采巷道27.37t/m。综合锚索支护理论和实际支护断面确定:回采巷道的布置形式为“二、一、二”式,锚索间距为1600mm,排距为1800mm。
3.3 锚固力与预紧力
3.3.1 顶锚杆锚固力与预紧力
顶锚杆锚固力Qm按式Qm=2γd(L-0.1)ab确定。式中,顶锚杆间距a=0.8m,排距b=0.9m,顶锚杆长度L=2.4m。计算得Qm=8.6t,确定顶锚杆锚固力为10t。
3.3.2 锚索锚固力与预紧力
锚索锚固力由锚索间排距确定为25t。为使锚索支护和锚杆支护达到相互耦合作用效果,注意各时空条件下预应力参数变化至关重要,一般地说,在机掘后实施预应力锚索支护时,预应力应是锚杆设计载荷值的1.0-1.3倍比较适宜,故确定为10t。
3.3.3 帮锚杆锚固力与预紧力
帮锚杆锚固力5 t,预紧力3t。
3.4 锚杆直径
锚杆杆体直径d根据杆体承载能力与锚固力等强度原则确定,计算公式如下:,式中:Qb-锚杆锚固力,kN;σt-锚杆材料抗拉强度,MPa。
4 支护应用
根据上述理论计算,在15号5916巷进行了应用,5916巷规格及顶板特性同21701巷,支护方式确定为:锚杆+金属网+W钢带+锚索补强联合支护,支护方式见图1,支护材料及参数如下:
顶锚杆:高强左旋螺纹钢筋锚杆,规格为准20×2200mm杆尾螺纹M22,长度2.2m;金属拱形高强度托板,带万象球,规格为100×100×10 mm;齐排5根,锚杆间距0.8m,排距0.9m;锚固力10t,预紧力5t;锚固长度1.31m,树脂锚固剂K2335,Z2360各一只。
锚索:270K级低松弛预应力钢绞线,准15.24×6000 mm,长度6.0m;金属锚具,规格为xx M15-1;金属托板,规格为300×300×16mm;锚索二、一交错布置,间距1.6m,排距1.8m;预紧力10t,锚固长度1.42m,树脂锚固剂K2335一只,ZK2360两只。
帮锚杆:普通金属锚杆,长度1.7m;拱形高强度托板,规格为120×120×10 mm;锚杆三排五花式布置,间距0.6m,排距0.75m;锚固力5t,预紧力3t,锚固长度0.3m,树脂锚固剂K2360一只。
W钢带:规格为3400×185×3.2mm。
网:顶板为钢筋网,规格为,两帮为金属菱形网或尼龙网片,3700×1700mm的金属菱形网,10000×1700mm的尼龙网片。
5 支护质量监测
5.1 支护质量监测
对15#煤层5916巷锚杆支护监测主要进行了巷道的表面位移量、顶板离层情况、锚杆(索)受力、预紧力及巷道整体性统计等。
5.1.1 巷道表面位移采用十字布点法观测,从巷道表面位移监测数据看,巷道顶底板的最大移近量为69mm,两帮的最大位移量为55mm,7天后基本处于稳定状态。
5.1.2 顶板离层采用LBY-1型顶板离层指示仪进行监测。从监测结果来看,14天后基本处于稳定,巷道顶板的最大顶板离层值δ为13mm。说明在预应力锚杆支护作用下,巷道顶板基本稳定。
5.1.3 锚杆(索)受力的监测采用带有中心孔的特制托板压力盒配套GML-3型锚杆测力计进行,从监测数据分析说明,顶锚杆受力大,安装后,7天内增至6~10T,以后基本保持稳定,从测力锚杆观测结果看,靠近两帮的顶锚杆受力较小帮锚杆受力较小,安装后,变化不大,基本保持3~4T左右,个别达到5T以上。
5.1.4 锚杆抗拉拔力检测,在巷道每300根取样一组,每组随机抽样3根。从拉拔检查结果可以看出,两帮锚杆锚固力合格率为96.8%;顶板锚杆锚固力合格率为95.2%:顶板锚索锚固力合格率为94%。
5.1.5 采用专人负责巷道整体稳定性统计表面位移最大值、离层变化值、锚杆锚固力值和巷道破坏状况。从统计数据来看,该巷道还未发现有破坏现象和破坏预兆,巷道整体稳定性良好。
通过上述监测结果表明,设计的预应力锚杆支护系统能够适用于大同侏罗纪松软破碎顶板的支护。
6 效益分析
原支护费用为1015.7元/m,后期巷道加固维修费用2067元/m,则总费用为3082.7元/m。采用新锚杆支护技术后每m节省费用2035.64元/m。总进尺按6000m计则大同侏罗纪松软破碎炭质泥岩顶板条件下巷道原锚固支护与本项目提出锚固支护相比的直接经济效益为1221.384万元。
7 结论
实践表明,根据岩石力学原理,对煤矿巷道锚杆支护参数进行优化是可行的。本文方法对锚杆支护进行优化设计后,降低了支护材料消耗,更好发挥锚杆的支护作用和围岩自承能力,实现了围岩-锚杆共同承载,维护巷道的安全稳定。这一方法思路清晰,简单易行,值得推广应用。
摘要：为了解决大同煤集团永定庄煤矿15#煤层巷道顶板的破碎问题,采用实验室试验、现场实测及理论分析相结合的方法,系统研究了支护方案,确定了支护参数,进行了支护设计,通过井下工业性实验。
关键词：采矿工程,破碎顶板,互补支护,监测
参考文献
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