巷道治理（精选7篇）
巷道治理 篇1
1 概述
对于深部开采, 由于高应力的作用, 深井围岩物理力学性质与浅部有较大区别, 巷道围岩破坏普遍, 是深部矿压显现的主要特征。当巷道帮部在围岩高应力作用下, 逐步破碎、压实、压紧后, 由于巷道原支护方案不能对巷道各个部位进行有效支护, 致使应力向底板传递, 当巷道两帮集中应力超过底板岩石的极限承载力时, 底板岩石发生破坏, 引发底鼓。但围岩破坏并不意味着巷道失稳, 只要支护得当, 巷道仍能保持稳定性。本文以鸡西东海煤矿巷道底鼓特征为研究对象, 分析在原支护条件下底鼓原因, 提出全新支护形式, 最终通过控制底鼓变形量, 降低了巷道维护量, 破解了制约东海煤矿安全高效开采的主要问题。
2 新旧支护方式数值模拟分析
本模拟采用RFPA2D数值模拟软件对深井在有无底板支护的两种情况进行数值模拟。考虑到巷道埋深较大的特点, 设计采深为1100m, 建立模型长度为40m, 高度为40m, 长度方向取160个单元, 深度方向160个单元的模型。
随着巷道顶、底板影响范围的增大, 超出两帮锚杆所支护的范围, 帮锚支护失效, 致使两帮破坏, 产生向巷道内侧的位移。随着两帮破碎裂隙的横向发展, 顶、底板上覆岩层和下部岩层向巷道侧产生弯曲变形量逐渐增大, 巷道断面在不断缩小。巷道顶板上覆岩层的压力通过顶板和两帮传递给底板, 致使巷道的底板两侧压力升高, 进而挤压巷道的底板, 引起巷道底鼓。当发展到达一定程度后巷道上覆及下部岩层继续的挤压巷道, 弯曲量不断增大, 巷道两帮破碎裂隙的发育延伸至顶板, 致使顶板锚杆受岩层错动而破断, 锚杆与锚索起到的组合梁作用, 在岩层错动量加大的情况下而失去效力。巷道支护体失去作用, 上部岩层整体发生错动变形, 巷道底板出现破裂, 巷道顶板产生错动变形, 使原本处在高应力下的巷道底板应力值迅速降低, 此时整个巷道呈现稳定状态。
加底部锚杆支护情况下巷道底鼓数值模拟
为对比巷道打底板锚杆与未打底板锚杆两种支护方式下巷道的底鼓情况以及巷道围岩的整体变形情况, 如图1所示即为巷道增加底板锚杆的示意图。
从数值模拟结果可以看出, 只支护顶板和两帮的情况下, 不能有效地控制顶底板及两帮的变形, 而同时对巷道进行底板锚杆支护, 相当于提高了底板岩石自身强度, 所以在巷道底板并未产生明显的变形与破坏, 巷道变形有所改善, 围岩应力向深部转移, 并且可以看出巷道底鼓量明显减小, 垂直底锚有效地阻止底鼓的发生。
3 支护方案设计
为了有效的控制底臌, 在保持巷道原有的顶板及两帮支护条件不变的情况下, 采用φ20mm、长度为2200mm树脂锚杆对巷道底板进行支护, 同时支设梯形梁。新支护方案巷道剖面如图2所示, 平面布置如图3所示。根据实际工作需要, 采用上述围岩控制技术方案与措施, 在东海煤矿32号层回风巷道进行工业试验, 试验段观测长度为30m。为掌握实验期间巷道围岩的变形情况和支护效果, 在巷道实验段和实验段上部分别设测区进行间断性观测, 以便将新设计方案的支护效果与原设计方案的支护效果进行对比, 顶底板及两帮移近量观测点布置如图4所示。 (图5)
两种方案施工的巷道对比有如下特点:初期顶底板和两帮移进量基本相同, 但随着时间的推移, 原支护方案下的巷道围岩变形量远大于新支护方案下巷道围岩变形量。新支护方案下的巷道变形上基本上趋于稳定, 而原有巷道支护情况下巷道变形仍在继续。
结束语
⑴工程实例应用结果表明, 优化支护后的数值模拟结果与实际情况一致, 说明本文提出的支护方式科学可行, 具有良好工程应用前景。
⑵仅支护顶板和两帮的巷道围岩变形量, 远大于优化后的巷道围岩变形量, 新支护方案巷道底板并未产生明显的变形与破坏, 有效地控制巷道底鼓同时, 进一步治理巷道两帮的围岩裂隙发育, 使围岩应力向深部转移。
⑶优化后的支护方案巷道变形上基本上趋于稳定, 而原有巷道支护情况下巷道变形仍在继续, 说明在新支护方案下巷道变形趋于稳定的时间要比原支护方案下短很多。
参考文献
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软岩巷道底臌的治理 篇2
软岩巷道底臌是软岩巷道支护中最难解决的问题之一, 对巷道底臌目前还没有一种特别有效的方法, 要治理底臌, 就应该研究巷道底臌发生的原因, 本文对某煤矿东大巷软岩巷道底臌进行了分析研究和探讨。
1 巷道底臌特征
东大巷所在岩层主要由泥质砂岩组成, 该岩层强度低、易破碎, 遇水膨胀、泥化比较严重, 属极难维护的软岩巷道。巷道极难维护, 底臌严重, 经过多次修复仍很难稳定, 严重影响了煤矿的进度和效益。因此, 经济有效地控制底臌是生产中急需解决的问题。
由前期观测结果可以看出, 各测站顶底的变形量观测数据都很离散, 每日变形量均相差无几, 而且各测站的变形总量数据也很离散, 基本无任何规律可言。另外, 各测站的变形量随时间的推移都比较平缓且均匀的增加。这里需特别指出, 东大巷的日变形量是非常大的, 如果长期得不到合理而有效的治理, 必然会严重影响其正常使用。
由此, 可以初步得到以下结论:东大巷所处地层岩性很差, 生产过程中又多次受到工作面采煤所引起的动压影响, 已形成很大范围的破碎带, 同时, 另一工作面的推进并不是东大巷变形的唯一影响因素。
通过上面的分析可知某矿巷道底臌的机理为:巷道大部分处于泥岩之中, 本身岩性很差;该巷道周围断层较多, 构造应力较大;工作面开采所形成的地应力重新分布而引发的次生高地应力;东大巷的初期支护方案不合理, 支护强度严重不足。
2 底臌治理技术
2.1 底臌控制的研究现状
1) 加固法。这是控制底臌最常用的一种方法, 主要有底板注浆、底板锚杆、封闭式支架、砌碴及混凝土反拱等。2) 卸压法。卸压法与加固法控制底臌原理不同, 主要通过切缝等一些方法使原来连续的岩体处于不连续状态, 使底板岩体处于应力降低区, 从而保持底板的稳定, 国内外使用的卸压法包括底板切缝、两帮切缝、钻孔、松动爆破及卸压煤柱等方法。3) 联合法。根据具体条件, 联合以上技术。4) 巷旁充填法。巷旁充填法控制底臌的原理与卸压煤柱相似, 首先把巷道两帮一定范围内的煤采出, 再填入充填材料, 但充填材料的抗压强度不能超过顶底板岩层, 要求充填材料既有一定的支护阻力又有一定的让压性能, 使巷帮应力向深部转移, 达到控制底臌的目的。
2.2 治理的新思路与措施
底板应力转移原理:对于一个未加任何处理的巷道底板, 巷道开挖后, 在巷道周围会形成一个应力集中程度非常高的环向应力圈 (见图1) , 由于这个环向应力圈承担着来自于周围的全部竖向和水平地应力的作用, 环中的环向应力值将很大, 由于巷道径向的应力值很小, 故处于这个位置的相当应力值会很大。对于软弱围岩而言, 靠自己的能力抵抗这么大的环向应力显然是极其困难的, 由于底板往往是不加约束的, 所以底臌的发生就成为很自然的一种情况。
实际上, 围岩的变形源于受力, 只要能够将作用在围岩上的导致围岩发生塑性变形的外力削弱和转移, 同样可以将围岩的变形牢牢的控制住。
2.3 底角锚杆作用机理的数值模拟
对比分析无底角锚杆和有底角锚杆时的等效MISES应力图, 我们可以看出, 没有锚杆作用的底板, 应力较大而且分布均匀。在锚杆作用区域, 斜锚杆的下部局部区域产生了高应力区, 而底板位置下得到一个低应力区, 由此可见锚杆对底板围岩的保护作用。
2.4 方案设计
以东大巷为例, 根据某矿矿井围岩的具体地质条件, 并结合控制软岩底臌的基本思路, 提出了控制东大巷巷道底臌的施工方案:首先清理、剥离危石后初喷一层混凝土, 顶帮布置注浆锚杆注浆加固;然后挂钢丝绳并安装托盘后复喷, 底板卧底后布置底角锚杆 (与水平成45°) , 底板铺设C15混凝土100 mm, 混凝土铺设7 d后布置底角和底板注浆锚杆注浆加固。注浆锚杆全断面布置。底角注浆锚杆下扎30°角度 (与水平成30°) , 底板注浆锚杆每断面2根, 位于巷道底板宽度尺寸1/3和2/3等分点处, 向巷帮倾斜, 下扎45°角度。
3 支护效果分析
为了分析巷道支护的稳定性和合理性, 在东大巷选择试验段对支护效果进行观测统计。此次观测采用对比的手段, 观测试验段和非试验段两帮和顶底移近量, 用具体数字反映加固效果, 为加固方案的推广提供基础依据。
东大巷共布置9个测站, 由东向西布置, 其中1～7测站位于补强段, 8, 9位于非补强段, 每个测站都包含6个测点 (见图2) , 用于观测顶底间距、拱角间距和帮底间距。
观测的原始数据处理见图3～图5。
由图3～图5可以看出, 补强段巷道顶底的移近速度为0.054 967 mm/d, 未补强段的对应值为0.329 587 mm/d;补强段拱角的移近速度约为0.047 856 mm/d, 未补强段的对应值为0.236 482 mm/d;补强段帮底的移近速度约为0.040 285 mm/d, 未补强段的对应值为0.191 367 mm/d。可以得到各测点移近速度的比值:1) 对于顶底:补强段/未补强段=5.996 092;2) 对于拱角:补强段/未补强段=4.941 57;3) 对于帮底:补强段/未补强段=4.750 348。
由测试结果可以看出支护方案对控制软岩巷道的底臌变形效果很理想。
4 结语
1) 从巷道变形监测数据可以看出补强段的控制底臌的效果显著, 论证了底角锚杆对底臌治理的重要作用;2) 东大巷附近有较大的构造应力, 次生高地压是该巷道长期变形不止的原因;3) 该底臌控制理论能够很好的治理巷道底臌, 可以推广使用。
摘要：通过对软岩巷道底臌特征的总结分析, 得出某矿软岩巷道底臌机理及主要影响因素, 针对现场实际提出了加强帮、角的控制可控制底臌, 通过现场施工证明, 效果理想。
关键词：软岩巷道,底臌,支护
参考文献
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动压巷道围岩治理与稳定性评价 篇3
1Hoek-Brown强度准则
1980年, E.Hoek和E.Brown在分析Griffith理论和修正的Griffith理论的基础上, 根据自己在岩石性状方面的理论研究成果和实践经验, 通过对几百组岩石三轴试验资料和大量岩体现场试验成果的统计分析, 用试错法导出的岩块和岩体破坏时极限主应力之间的关系式, 即为Hoek-Brown强度准则。狭义的Hoek-Brown强度准则表达式为:
其中, σ1为岩体破坏时的最大主应力 (压应力为负) ;σ3为作用在岩体上的最小主应力;σci为完整岩石单轴抗压强度;m, s均为经验参数, m反映岩石的软硬程度, 其取值范围在3～44之间, 对严重扰动岩体取3, 对完整的坚硬岩体取44, s反映岩体破碎程度, 其取值范围在0～1之间, 对破碎岩体取0, 对完整岩体取1。
将σ3=0代入式 (1) , 可得岩体的单轴抗压强度σcmass为:
从式 (2) 可以看出, s定量反映了岩体破碎程度对岩体抗压强度的影响。
将σ1=0代入式 (2) , 根据单轴极限拉伸条件σ3=-σt, 可得岩体单轴抗拉强度为:
Hoek-Brown强度准则将岩体破坏划分为拉伸破坏和剪切破坏两种机制[3], 即在某点的主应力σ1, σ3已知的情况下, 若:
该点发生拉伸破坏, 破坏角为0, 张裂缝将在平行于最大主应力σ1的方向扩展。
若σ3>σtmass, 且:
式 (5) 含义在于, 当某点的实际最大主应力σ1超过σ3作用下破坏所需的最大主应力时, 该点即发生剪切破坏。
2地质背景及数值计算模型
2.1 开采技术条件及工程地质特征
11504综采工作面位于象山煤矿北一采区, 开采5号煤层。煤层平均倾角3°, 埋藏深度230 m～245 m。伪顶为薄层状泥岩, 直接顶为中细砂岩, 基本顶为粉中砂岩。煤层以下为砂质泥岩。该工作面走向长1 240 m, 倾斜长120 m, 采高3.6 m。在原有矿压观测资料的基础上, 工作面下部为沿11505综放工作面留设20 m宽的大煤柱掘进施工出11504孤岛综放工作面下顺槽。上顺槽沿11503综放工作面采空区留设小煤柱掘进巷道。上、下顺槽均采用锚网索支护。
2.2 护巷煤柱尺寸的确定
按照煤巷两帮煤体应力和极限平衡理论, 结合护巷煤柱宽度与围岩变形量的关系, 可以计算出合理的护巷煤柱宽度W, 即:
W=x1+x2+x3 (6)
x3= (0.15～0.35) (x1+x2) (8)
其中, x1为上区段工作面开采在煤柱中产生的塑性区宽度;x2为锚杆锚入煤柱的深度;x3为安全系数;m为上区段巷道高度, 取2.8 m;A为侧压系数;φ0为煤体内摩擦角;C0为煤体内粘聚力;k为应力集中系数;H为巷道埋藏深度;γ为煤岩层平均容重;P0为下区段巷道支护体对煤柱的支护阻力。
根据11504工作面地质情况及生产技术条件, 由式 (6) 可计算得:
W=x1+x2+x3=6.54+2.0+0.869=9.409 m。
根据上述理论计算结果, 为安全起见, 在11504上顺槽留设11 m煤柱进行沿空掘巷。
2.3 顺槽支护方案
根据象山煤矿实际地质条件, 上顺槽采用的支护方案如下:
锚网支护:锚杆排距800 mm, 间距800 mm;
孔径配合:钻头直径28 mm, 药卷直径23 mm, 锚杆直径20 mm;
锚杆:Q235左旋螺纹钢锚杆, 长度2 000 mm;球面铁托板120 mm×120 mm×8 mm;
螺母:球形快速安装螺母, 型号M22T;
锚固方式:加长锚固, 每根锚杆使用1节K2370+1节Z2370树脂锚固剂;
网片:规格7 000×900冷拔强化塑料网;
锚索:规格ϕ15.24 mm, 长度6 000 mm, 每根使用1个K2370和2个Z2370树脂锚固剂, 锚索排距2 400 mm。
2.4 计算模型煤岩层的物理力学参数
据现场钻孔得到的煤层柱状图和岩体的物理力学参数, 煤岩参数如表1所示。
2.5 数值模拟计算模型
计算模型及最大主应力分布图、围岩破坏场分布图见图1～图3。
2.6 现场工业性试验结果
现场工业性试验期间, 对上顺槽进行了表面位移观测。由观测结果分析, 变形速度在锚杆安装后5 d内最大, 其中两帮变形速度达到18.51 mm/d, 顶板变形速度达到7.93 mm/d, 以后则逐步减小, 到第15天左右, 变形趋于稳定, 两帮变形速度在0.21 mm/d以下, 顶板变形速度在0.05 mm/d以下。
3结语
1) 煤柱宽度不同, 煤柱在回采期间的塑性破坏区分布情况差异较大, 中小煤柱在回采过程中煤柱内塑性区已经贯通[4]。窄小煤柱已经破坏失去支撑作用, 而中等煤柱承受较高的压应力, 其内不能形成弹性核区, 也难以保证巷道的稳定性;较大宽度煤柱内存在弹性核区, 此种状态下煤柱有足够的支承能力保持稳定支撑状态;2) 通过FLAC3D对巷道围岩的分析得出, Hoek-Brown准则更能反映实际的煤柱塑性区分布特征, 克服FLAC3D中原有Mohr-Coulomb模型的不足之处, 这为FLAC3D在工程中的应用提供了很好的参考;3) 建议施工时辅以监控量测手段, 从而判断支护方案的选取是否合理, 并及时对设计参数进行修正。
摘要：将Hoek-Brown强度准则应用于三维显式有限差分法程序——FLAC3D中, 对围岩变形、破坏过程进行了数值模拟研究, 以使即将掘进的11504上顺槽进行科学的支护设计, 指出新的设计方案经过现场试验及研究取得了良好的经济效益。
关键词：Hoek-Brown准则,有限差分法,数值模拟
参考文献
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巷道治理 篇4
关键词：煤层顶板巷道,底鼓,高应力,底板窥视,预埋鸟笼锚索,注浆
0 引言
巷道是整个矿井的血管,关系着整个矿井的运行是否正常通畅。安全、有效的巷道支护技术是建设高产高效矿井的必备条件。影响巷道稳定的因素很多,有自然因素,如巷道掘进时有大量的地质构造影响;有生产条件因素,如动压影响的巷道支护问题;还有就是工程人员技术素质,如巷道支护设计不合理导致的巷道破坏。所有这些因素,随着开采深度、强度的不断加大,更加凸显。这就需要采矿工程技术人员,不断研究开创新的技术去解决难题[1,2,3,4,5]。
巷道底鼓问题一直是困扰煤矿科技人员的难题,随着采深的加大,地应力以及采动应力显现更加明显,巷道的帮顶支护技术随着材料、机具、工艺的创新已经得到有效解决,矿山压力的显现只能在支护比较薄弱、或者说没有支护体的底板进行显现。这就造成很多巷道帮顶基本无变形,而底鼓十分严重。目前治理底鼓问题主要手段是在底板施工U型钢反拱,施工速度慢,效果很不好。
针对义煤集团耿村煤矿冲击矿压巷道底鼓治理情况,对高应力环境下巷道底鼓治理技术进行补充,为类似条件巷道底鼓治理提供借鉴[6,7,8]。
1 围岩工程环境
1.1 巷道地质条件
常村煤矿生产地区集中在21区下山盘区,主采2-3煤层,埋深650 m左右,附近地质力学参数测试结果显示最大水平主应力约18 MPa,属于高应力区域。常村煤矿煤层埋深大,地应力高,为冲击地压矿井,井下巷道支护情况复杂。矿井开拓巷道一般布置在煤层顶板中,围岩主要为泥岩,强度低、遇风、水容易风化破碎,巷道维护难度大。井下永久性巷道一般采用锚网索+36U型钢棚复合支护方式。上述支护方式下,支护成本非常高,效果不理想,矿压显现明显,煤岩体变形严重。巷道掘进后2年巷道断面整体收缩严重,以底板变形为主,最大达到2.0 m左右。变形造成36U型钢棚严重失稳破坏,该类巷道一年要起底2~3次,浪费大量的人力和财力,严重影响矿井生产,需要研究巷道底鼓加固技术,尽快改善井下巷道支护现状,并降低工人劳动强度,减小支护密度,节约支护成本,为同类条件下巷道的修护提供参考和理论依据[9,10]。
根据矿方提供的地质资料,2-3煤厚度3.2~11.9 m,平均厚6.0 m,煤层厚度变化较大,煤层倾角为8°~13°,一般为11.5°,煤层上半部以半亮型块状硬质煤为主,煤质较好,下半部以半暗型煤为主,夹矸多,煤质差,煤层中夹矸增多,煤层结构复杂,全煤含矸3~8层,单层厚0.05~0.18 m。2-3煤层直接底为煤矸互叠层或炭质泥岩,遇水易膨胀,基本底泥岩砂岩互层。
1.2 地应力和煤体强度
地应力测试方面,巷道以水平应力场为主,最大水平应力约18 MPa,2-3号煤体强度平均12.63MPa,钻孔浅部强度值明显低于深部强度,钻孔浅部煤体受扰动影响较大,煤体破坏较严重,深部煤体相对较完整。2-3号煤层底板主要为泥岩,测站处煤体和泥岩强度测试结果如图1所示,泥岩强度分布较均匀,集中在30~50 MPa,平均强度40.57 MPa。
1.3 底板窥视情况
巷道两帮和顶板注浆和锚索耦合支护完毕后,底板属于薄弱区域,之前采用下底反拱进行治理,效果不好且施工速度慢,材料成本高,劳动强度大。根据底板情况,打底板钻孔,对底板进行窥视。同时通过预打底板窥视孔进行选择合适的底板打孔钻机。从窥视结果分析来看,主要破坏带集中在0~4.0m,2 m范围内全部破坏,如果打底板锚杆或者下底反拱支护作用难以发挥,由于离层、节理裂隙已发育至围岩深5.0 m深处,根据窥视情况,决定采用底板预埋鸟笼锚索结合锚索孔注浆加固底板[11],底板岩层结构窥视如图2所示。
2 底板加固方案及工艺
2.1 底鼓加固方案
底板整体底鼓明显,考虑底板已经拉底多次,且直接底板为煤,采空区基本稳定。根据底板岩层的结构及强度,以及巷道所处的地应力环境来确定底鼓治理,采用预埋底板鸟笼锚索注浆的加固方案对底板进行加固[12]。
(4)鸟笼锚索预埋7 d后进行注浆,注浆材料主要以水泥浆、水泥水玻璃双液浆。注浆压力控制在1~2 MPa,根据现场情况进行调整。孔内下射浆管,射浆管长度3.5 m,孔口联结6分孔口管与注浆泵高压管相连,全长一次注浆。
(5)锚索配套托板为300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具,托板要求高度大于60 mm,承载能力大于550 k N。钢筋托梁采用16mm螺纹钢焊接而成,托梁宽210 mm、长5 900 mm。钢筋托梁加工如图3所示。
锚索初次张拉达到250 k N,预应力损失完成后不低于200 k N。底板鸟笼锚索加工制作及安装注浆工艺如图4所示。
2.2 施工工艺
按照设计要求打孔→将鸟笼锚索预埋到孔底→倒入预制混凝土→用6.0 m射箭管将混凝土捣实→插入3.5 m白塑料射浆管→连接射浆管和孔口管,将孔口管用木楔面纱固定于孔口→7 d后连接注浆系统和孔口管注浆→注浆1 d后进行底板开槽加钢筋托梁和锚索托板进行锚索张拉预紧。
3 底板加固效果评价
在底板锚索安装测力计以及设立底板底鼓量的测站,进行底板锚索受力观测和底鼓量的监测。通过60 d的观测,底板锚索在10 d左右的时间基本受力稳定,约255 k N,底板锚索受力如图5所示。底鼓量在7 d左右达到最大值(约110 mm),底鼓量观测曲线如图6所示,加固效果好,较传统的下底反拱加固方式经济有效[13]。
4 结论
(1)底板锚索是治理底鼓最经济有效的方法之一。但受底板打孔钻机的制约,底板锚索的架设这种加固方法一直难以推广。底板锚索的锚固也是亟待解决的问题,如果不采用混凝土锚固和鸟笼锚索,而是向帮顶围岩架设普通小孔径树脂锚索,这将节约大量的施工时间。
(2)底板采用注浆孔预埋鸟笼锚索的加固方案,在等待锚索锚固端凝固的时间段进行底板破碎围岩注浆,使底板岩层恢复完整性,能够为后来锚索的张拉受力以及锚索预应力的传递扩散打好基础。
巷道治理 篇5
1 采空区煤自燃的影响因素及特点
采空区遗煤由常温到发生自燃需要同时具备以下3个条件[1,2] :煤具有自燃倾向性 (即在常温下有较高的氧化活性) ;有连续供氧条件;有热量易于积聚的客观环境。第1条为煤的内部特性, 取决于成煤物质和成煤条件, 表示煤与氧相互作用的能力;后2条为外因, 决定于矿井的地质条件和开采技术。
掘进巷道穿采空区煤自燃主要具有以下特点:
1) 掘进巷道穿采空区期间, 漏风供氧为采空区遗煤自燃提供了必要条件, 漏风量较大, 漏风情况复杂, 无法或难以采取堵漏均压灭火措施。
2) 火区具有隐蔽性, 无法直接观测, 只能通过指标气体分析、测温等其他间接手段来判断地下火灾情况。
3) 由于采空区面积大, 火源点往往不只一个, 而是多个地点同时或先后产生煤自然发火现象, 如果着火点远离掘进巷道, 则井下钻孔无法达到着火点位置。
4) 由于资料不足和地下情况复杂, 难以准确把握大面积采空区内部风流和垮落情况, 因此很难对火源的发展趋势做出准确的判断。
5) 在距掘进巷道较远地点发火, 很难观测到采空区内煤自燃现象, 当能够观测到煤自燃时, 火势可能已蔓延开来。
6) 灭火周期长, 不易扑灭, 灭火后易复燃等。
2 火区概况及治理难度
平煤十二矿现开采煤层为己15煤层、己15-17煤层、己16-17煤层, 现有3个生产采区, 分别是己三采区、己七采区和三水平采区。己15-17-17062进、回风巷于2010年 10月同时开始掘进, 至2011年1月25日发火时已掘进737 m, 其中穿己15-17060煤柱面采空区段为458~564 m, 共110 m与采空区成立体交叉状, 见图1。
采空区在掘过停采线后附近出现煤氧化自燃现象, CO气体不断增多, 火灾发展速度太快, 于2011年1月25日对己15-17-17062进、回风巷进行了封闭, 火区钻孔内CO气体体积分数最大为1%。火区治理难点主要体现在:
1) 平煤十二矿为突出矿井, 采空区瓦斯含量高, 存在瓦斯爆炸的危险, 若处理不当, 就会造成严重的后果;
2) 该火区为掘进巷穿采空区, 二次向停采线处供氧, 掘进穿过该处约190 m ( 1个多月) , 超过自然发火期 (30 d) , 引起煤层自燃火灾;
3) 巷道揭露该区域处顶部存在近800 mm的留煤, 极易冒透, 巷道的维护难度大;
4) 己15-17-17060煤柱面回风巷与上分层工作面停采线相距有7 m的煤柱, 受采动影响, 该处煤柱已被压酥松, 存在易自燃的大量松散煤体;
5) 停采线处堆积了木垛, 煤柱自然发火极易引起木垛着火, 木垛着火又引发其他区域煤炭着火, 着火面积较大;
6) 为保证安全, 对火区的封闭内漏风范围较大, 从与着火巷道垂直距离约50 m的巷道实施措施, 治理工作难度大;
7) 矿井防灭火技术手段单一, 若要进行彻底治理, 必须在最短时间内增加防灭火技术手段及相关设备, 时间紧迫。
3 采空区火灾综合治理技术
经分析十二矿采空区煤自燃火灾的特点, 确定采用先灭火逐步缩封火区的办法。首先, 封堵漏风通道以减少火区漏风, 降低氧浓度, 并注氮惰化火区;其次, 利用注胶和注液态CO2相结合的措施对火区进行惰化、降温, 抑制火区发展;最后, 缩小火区封闭范围, 探查火源点, 解放掘进巷道, 彻底熄灭火区, 消除火灾隐患。
3.1 火区封闭惰化
1) 首先对火区进行封闭堵漏。分别对己15-17-17062新建密闭, 己15-17-17060煤柱面进、回风巷密闭, 己16-17-17140进、回风巷密闭和己15-17160采煤工作面回风巷上隅角约30 m范围内, 己15-17-17042回风巷及第一联络巷等部分漏风严重的巷道, 进行加固和喷浆堵漏工作。
2) 向封闭区注氮气。当火区封闭后, 2011年1月26日及时对己15-17-17062斜回风巷新建密闭处进行注氮, CO气体浓度略有下降。截至2011年3月10日, 共计注入氮气921 499 m3。
3) 均压灭火。为了减少封闭火区漏风供氧, 在己15-17-17042第一联络巷内构筑1组调节风门, 用以控制己15-17-17060煤柱进风巷密闭内外压差。对己15-17-17060以及连通的己15-17-17062、己15-17-17160工作面采取均压措施, 定时监控各个密闭内外压差, 其中己15-17-17160回风巷密闭为进风状态, 其余各个密闭保证为微出风状态, 减少了对火区高温点漏风供氧, 确保火区内外压差平衡, 达到均压灭火的治理效果。
4) 优化通风系统, 合理调节各用风地点风量, 加强对密闭内外压差情况的检查, 每4 h对各道密闭内气体进行取样化验分析, 以及时掌握火区内部气体各项指标的变化情况。
3.2 火区封堵降温惰化
在己15-17-17042回风巷向己15-17-17060煤柱面采空区的高温区域施工注胶钻孔和观察孔, 采用专用设备通过注胶钻孔向己15-17-17060煤柱采空区的高温区域灌注高分子胶体防灭火剂, 并通过观察孔实时监控火区内各种气体指标。高分子胶体通过1%~2%的动态比例调节, 与水混合后形成高黏度软固体并覆盖、充填高温区域煤体和空间, 以达到隔绝氧气、降低高温区域温度、释放热能的目的。
自2011年2月16日开始, 在己15-17-17042回风巷向火区施工了4类注胶钻孔, 分别为己15-17-17060煤柱面停采线1号—10号钻孔, 己15-17-17062风巷A1—A8号钻孔, 煤柱B1—B5及C1—C4号钻孔, 共计45个钻孔, 至2011年3月27日, 共灌注高分子胶体3 600 m3。灌注高分子胶体后CO气体浓度明显下降, 火区得到有效的封堵覆盖。
采用液态CO2防灭火技术[3] , 利用液态CO2惰化速度快、覆盖范围大、能熄灭隐蔽火源 [4] 、抑爆效果好[5] 、灌注流量大等特点, 通过钻孔向火区高温区域附近灌注液态CO2共计2 453 t, 一方面降低了火区氧气浓度, 防止了火区瓦斯爆炸;另一方面大量的液态CO2与高温煤体进行热交换, 降低了高温煤体温度, 抑制火区发展。
3.3 火区探查缩封
第1次缩封探查。根据救护队员破闭进入火区侦察的情况, 对回风巷进行缩封, 位置在回风巷430 m处。先在己15-17-17062进风巷端口建1道临时板闭, 后在己15-17-17062回风巷430 m 处建2道临时风门, 并用喷涂材料进行堵漏风处理。然后利用局部通风机排放己15-17-17062回风巷外段的有毒有害气体, 恢复该段巷道通风。在准备对过煤柱面段巷道进行喷浆时, 发现临时风门处有烟雾和高温现象, 分析认为局部火区呈复燃趋势, 决定停止对己15-17-17062回风巷的缩封, 将临时风门封闭。该次缩封明确了高温区域的位置及范围, 恢复了600 m巷道局部通风, 为进一步灭火提供了最直接、可靠的依据。
第2次缩封堵漏。根据火区检查情况分析, 决定对己15-17-17062机巷进行缩封处理。经救护队员侦察, 机巷内的气体体积分数φ (CO2) 为5×10-4, φ (CH4) 为0.9%, φ (O2) 为8.6%, 温度30 ℃, 巷道支护状况完好, 因此, 及时恢复了机巷通风, 对过老空区130 m长的机巷进行喷浆堵漏风。缩封探查后进一步明确了火区的明火区域及发展范围。采用注氮、注胶、注液态CO2及黄泥灌浆相结合的综合防灭火治理技术, 迅速控制了火区的发展, 对火区及可能发展的区域进行了彻底治理。
4 效果分析
1) 在火区治理的前两个阶段, 通过封堵漏风通道、注氮惰化火区、注胶包裹高温火区及灌注液态CO2降温, 在缓解火区恶化、抑制火区发展方面效果显著, 火区内O2的体积分数明显下降, 对采空区起到了较好的灭火和抑爆效果。CO2、O2体积分数变化情况见图2。
2) 火区缩封期间CO气体浓度有所反弹, 这是因在缩封过程中供氧造成高温区域复燃所致。缩封后对明确的明火区域及发展的高温区域, 采取了针对性的灌浆注胶、灌注液态CO2等措施, 彻底降低了火区内CO气体浓度, 火区内大范围着火已经控制, 温度明显下降, 降温效果显著。火区内CO体积分数变化情况见图3。
3) 为了巩固火灾治理效果, 连续注入液态CO2 2个月, 起到较好的抑爆效果;火区内温度明显下降, 液态CO2对密闭火区的降温效果显著。继续注入高分子胶体及凝胶彻底熄灭了火区, 最终于2011年7月中旬顺利启封了火区。
5 结语
1) 掘进巷道穿采空区火灾, 由于具有漏风情况复杂、火源位置隐蔽、着火点多、相对分散、不易早期发现、灭火周期长、熄灭后易复燃等特点, 因此, 必须采用综合防灭火技术措施。
2) 高分子胶体防灭火技术集堵漏、降温、阻化、固结水等性能于一体, 适应掘进巷道穿采空区快速应急防灭火的需要, 能够在指定位置停留, 较好地解决了灌浆、注水的泄漏流失问题, 灭火效果明显。
3) 灌注液态CO2较好地熄灭了隐蔽火源, 有效降低火区的温度, 冲淡采空区氧浓度, 覆盖范围大, 抑爆效果好, 灌注流量大, 惰化速度快, 能够抑制火区的蔓延。
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巷道治理 篇6
柴里煤矿南大巷位于-490m水平, 是主采区的主要通道。南大巷围岩以黑色泥岩为主, 岩性较软、节理裂隙发育, 南大巷与上部3#煤层的垂直间距为20m, 其上部3#煤层东部工作面距南大巷的水平距离为60m, 西部工作面距南大巷的水平距离为150m。由于南大巷的围岩条件较差, 加上受其上部工作面多次采动的影响, 巷道变形严重, 影响和制约着整个矿井安全生产。
2 加固治理方案
2.1 支护方案
根据实际情况, 首先, 改善原有U29拱形支架的受力状况, 提高整架的支撑力;然后进行南大巷的底板支护, 提高支护和围岩结构的稳定性。如图1所示。
2.2 施工方案
南大巷经多次修复, 巷道围岩及其破碎。为确保施工安全, 施工时将巷道顶板、两帮与巷道底板的支护分开进行, 具体工艺过程如下:扩巷、拆旧棚、架新棚、挂钢筋网背板、铺防漏层及充填。
2.2.1 拆除旧棚
为了确保拆除安全, 在拆卸螺杆夹板前, 用安装在新支架顶部的前探梁挑住旧棚的顶板, 将钢丝绳套住支架, 用绞车将旧棚拉倒至安全地点, 卸架后运至地面。
2.2.2 架设新棚和拉杆
将用双槽夹板卡缆连接好的拱形支架的顶部两弧形段U型钢, 用安装在新支架侧在实体岩石上, 不要安装在虚软岩石块上。随后安装拉杆。由于充填前支架仅有两腿与底板接触, 不易稳定, 因此, 除了必须在支架间架设拉杆外, 视围岩的松散情况可以在支架的局部位置塞上木块以使其局部接帮接顶。
2.2.3 挂钢筋网背板
为了利于充填层的形成, 更为了改善充填体与支架的受力状况, 在已架好U型钢支架后, 首先要沿U型钢槽口侧均匀铺满一圈钢筋网背板, 要求钢筋网背板端头弯钩朝向巷道内, 并且钩住型钢。有利于在围岩作用下充填层压挤钢筋网背板时, 有效阻止钢筋网背板从支架之间滑落或挤出。安装钢筋网背板时, 为了防止钢筋网背板滑落, 可用细铁丝将其与U型钢支架系在一起。
2.2.4 铺防漏层
防漏层采用编织布, 其宽度通常与钢筋网背板一致, 长度不限, 根据实际情况可剪断后铺设。充填前, 为防止防漏层脱落, 需要将其用细铁丝与钢筋网绑在一起。
2.2.5 喷浆机风力充填[1]
喷浆机风力充填属于干式轴向风力充填, 把混合好的料经过喷浆机和胶管运送到待充填点出口处, 并在出口处采用控制流量的阀门按一定比例供水, 水与干料在风力的作用下, 经混料喷射枪混合成湿料, 将湿料“吹入”到支架与围岩间的孔隙, 充填顺序是先两帮后顶部[2]。且应采取随架棚、挂背板和铺网, 同步进行充填, 每架棚充填一次, 以减少空顶面积, 确保施工安全。
根据壁后充填材料的选择原则, 以及结合柴里煤矿的实际情况, 本设计选择以矸石粉为骨料的壁后充填材料。
2.3 底板治理工作
由于南大巷为主运输巷道, 在进行底板治理时, 由于大巷底鼓时水沟被挤坏, 为保证底板治理时不影响大巷流水, 首先治理水沟, 然后采用锚杆注浆加固的方法, 对南大巷南段U型钢壁后充填段底板按腰线卧底, 卧底后腰线至底板高度为1.30米, 然后卧轨道底板落轨道, 使腰线至轨面1.16米。
3 支护效果分析
为了掌握南大巷U型钢壁后充填并进行结构补偿的试验效果, 在现场对巷道围岩稳定状况、U型钢棚工况进行了全面监测。采用U型钢壁后充填并进行结构补偿后, 巷道围岩移动变形得到有效控制。南大巷初期围岩变形监测结果如图2 (a) 、 (b) 所示。
由图可以看出, 采用新型支护技术后, 南大巷的顶板、两帮位移速度在20天后基本上控制在1mm/d以下, 3个月后基本上围岩变形基本上处于稳定, 围岩移动变形总量不大, 围岩移动变形得到有效控制。根据监测结果, 顶板下沉很小。由于底板没有采取控制措施, 出现少量底臌, 由于新型支护采取结构补偿措施, 底臌量明显减小。经过七年后的观测, 底鼓量最大仅180mm, 经过稍微处理, 便能满足安全生产的要求。
4 结论
通过对南大巷失修巷道段顶板采用扩棚、锚网喷、注浆、加固, 底板采用浆底、注浆、打锚杆等支护技术, 使巷道顶底板形成坚固整体, 有效防止了顶板的下沉和开裂;采用钢板制作的水沟, 既增加了强度, 又防止了漏水造成底板岩石变软底鼓的现象, 缩减了巷道返修次数, 每年节约维护资金约400万元, 保证了大巷运输及行人安全。经过近七年的观测, 巷道变形量明显减少, 彻底改变了年年需要卧底、隔2-3年就要全部进行大修复的不良局面。
摘要：本文通过对深部软岩巷道失修的原因分析, 提出了针对性治理措施, 通过实际治理观测证明, 得出采用U型钢壁后充填注浆、底板打锚杆、注浆等措施对深部软岩巷道失修治理是一种有效方法。
关键词：软岩巷道,综合治理,研究与实践
参考文献
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巷道治理 篇7
煤矿位于沁水煤田中部, 主采山西组3#煤层, 井田范围内煤层平均厚度为6.5 m, 煤层倾角为4°~6°。煤层老顶为均厚为9.5 m的坚硬砂纸泥岩;直接顶为平均厚度5.4 m, 松软、易冒落、层理发育的厚层状泥岩;直接底为均厚4.2 m的泥岩, 该泥岩较发育, 遇水易泥化;老底为均厚3.4 m的质地较软砂质泥岩。12021综采工作面是该矿井东翼采区首采工作面, 开采方式为后退式长壁采煤法, 在回采过程中其瓦斯排放巷和回风巷底鼓严重, 巷道断面急剧收缩, 顶板下沉明显, 很大程度影响了工作面的正常回采工作。因此, 有必要巷道底鼓进行治理, 以改善工作面开采条件。
1 软岩巷道概况
12021工作面通风方式为两进两回方式, 即由进风巷 (120211巷) 和运输巷 (120213巷) 进风, 回风巷 (120212巷) 和瓦斯排放巷 (120214巷) 回风。瓦斯排放巷即作为12021综采工作面的回风用, 同时又将作为12023综采工作面的材料巷, 由于其同时服务于两个综采工作面, 故其服务时间相对较长, 且该瓦排巷围岩软弱, 底鼓现象较严重, 特别受到工作面采动影响作用, 底鼓显得尤为明显。120214巷在工作面回采800 m~100 m范围时开始出现轻微底鼓, 随着工作面进一步推进, 底鼓量和底鼓变化速度逐渐加剧, 回采到280 m~320 m范围时出现严重底鼓现象, 平均底鼓量达到了450 mm, 局部达到870 mm。轻微巷道底鼓可以通过拉底来解决, 但底鼓过于严重不仅直接影响到材料运输、生产的进行, 同时处理底鼓的工作量和难度也大幅度增加。因此, 本着节约物料、人力, 保障正常生产的目的, 有必要了解和掌握软岩巷道底鼓原因, 并提出针对性的解决措施。
2 软岩巷道底鼓机理分析
软岩巷道底鼓机理较复杂, 既有巷道围岩特性、地层应力等内在因素, 又有工作面采动影响、支护状况、巷道设计等外在因素[1,2]。综合影响软岩巷道底鼓因素, 认为引起巷道底鼓的主要原因有巷道围岩特性、地层应力、采动影响、支护状况、水理作用等[3,4]。
a) 巷道围岩特性是影响巷道底鼓最直接也是最本质的因素, 其决定着底鼓程度和底鼓类型;一般而言, 巷道围岩强度较低, 底鼓发生率较高, 相反, 围岩强度较高, 则底鼓程度和底鼓发生率较小;120214巷底板为泥岩-砂质泥岩, 其强度和硬度较低, 在回采过程在受到内外力作用下引起变形和破坏;
b) 巷道在未开挖前处于三向原岩应力平衡状态, 在开挖后原来的平衡应力状态遭到破坏, 围岩所受应力重新分布, 当巷道底板岩层受到的垂直应力超过底板岩层强度时则会引起底板岩层变形甚至破坏;一般而言, 矿井地应力随着开采深度增加而逐渐增加, 120214巷深度已经超过600 m, 极大的地应力是造成该巷道底鼓的重要因素;
c) 根据矿压理论可知, 随着工作面的逐渐推进, 在工作面前方形成的超前支承压力会传递到巷道两帮煤柱上, 由于煤柱所接触的顶板和煤柱两帮都进行了支护, 只有底板未采取任何支护措施, 故超前支承应力通过煤柱作用在支护处于空白区的巷道底板上。底板受到超前应力作用, 底板承载能力较超前支承应力较低, 底板无法承受巨大应力, 导致底板出现变形和破坏;
d) 一般巷道只是进行顶板和两帮支护, 本着节约材料、提高安全的目的, 底板一般不进行支护, 这样造成底板的承载能力较低, 难以抗拒地应力作用, 最终导致底鼓的发生;
e) 根据资料可知, 矩形巷道往往比拱形巷道更易发生底鼓, 120214巷道正是采用矩形巷道断面, 此断面形式也是造成该巷道底鼓的原因之一;
f) 由于120214巷道天天需要喷雾降尘, 同时部分顶板存在顶板淋水现象, 导致在巷道某些地段存在积水, 积水与底板岩层接触发生水理作用, 同时还经过底板裂隙渗入到底板内部, 大大地降低了底板围岩强度;对比120214巷道积水处和干燥处发现, 积水处底鼓现象明显较干燥处底鼓严重, 说明软岩的水理作用是造成软岩巷道底鼓的重要因素。
3 软岩巷道底鼓治理
分析了引起120214巷道底鼓的主要因素, 可有针对性地进行底鼓治理。由于在120214巷道开巷时只是进行了顶板和两帮支护, 为对巷道角部进行支护, 故应对巷道煤柱角部进行支护, 这样可以有效地降低巷道角部的应力集中程度, 使得巷道在角部能够具有较高的承载能力, 同时可以提高煤柱强度, 减少煤柱两帮变形量, 通过加固煤柱角部可以促使煤柱与顶底板形成统一、完整的整体, 减少煤柱体积膨胀量、顶底板变形量, 从而提高巷道稳定性, 达到控制120214巷底鼓的效果。
由于120214巷道底板为泥岩和砂质泥岩, 其承载力和强度较低, 故难以抗拒地应力作用, 引起可以采用加强支护的方法控制底鼓, 如采用反拱、底梁和底锚杆等方式来加强底板岩层的强度和完整性。根据120214巷道的实际情况, 最好的方式为打底梁, 即沿着巷道底板每隔一定的距离打设一根工字钢底梁, 同时用单体液压支柱顶住底梁, 使其稳固, 这样不仅可以有效地控制底板变形, 同时还可以通过单体液压支柱的卸载来缓解一定的围岩应力。
进一步加强巷道水治理, 通过喷雾形式进行巷道降尘, 严格控制喷雾降尘用的水量, 严禁使用冲洗方式洒水。根据巷道实际情况, 在其低洼处施工建立水仓, 用于防止巷道积水发生。定期检查排水管路, 防止排水管路出现跑、冒、滴、漏现象发生, 若不适合建立水仓, 应派专人定期观测巷道积水情况, 根据需要进行排水处理。
4 巷道底鼓治理效果分析
通过对120214巷道采取巷道角部支护、加设底梁和巷道水治理等手段来控制巷道底鼓, 经过一段时间的现场测量发现底鼓控制效果明显, 底鼓量控制在200 mm以内, 同时巷道顶板和两帮变形也大幅度降低。该底鼓治理方式相对于不断地进行扩帮、拉底不仅大大降低了财力、物力和人力的投入, 同时也节约了巷道维护的工作量和维护时间, 缓解了采面的衔接, 有利于提高矿井的综合效益。此外, 还应加强矿压规律的监测与掌握, 在周期来压时要加强巷道支护。
5 结语
软岩巷道底鼓一直是回采过程中面临的重要问题之一。地应力、水理作用、支护状况、断面形状等是引起巷道底鼓的主要因素, 并结合实际情况分析了巷道角部支护、增设底梁和控制巷道水等措施对于改善底鼓的影响。
参考文献
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