庞庞塔煤矿回采巷道顶板防治水技术研究_郝海涛.pdf

庞庞塔煤矿回采巷道顶板防治水技术研究 郝 海 涛 （霍州煤电集团吕临能化有限公司庞庞塔煤矿 ， 山西 临县 033200 ） 摘要 庞庞塔煤矿 9- 3012 巷道在掘进过程中揭露一弱富水区域， 巷道顶板淋水量大， 围岩稳定性 较差。通过岩石力学参数测试、 矿物组分测试、 锚杆 （索 ） 原位拉拔测试等方法对巷道变形破坏的原因 进行了分析， 并在此基础上提出了相应的围岩稳定性控制措施， 工程监测结果表明该治理措施可以有 效控制巷道围岩变形。 关键词 顶板淋水 ； 岩石力学参数测试 ； 锚杆 （索 ） 原位拉拔测试 ； 工程监测 ； 围岩稳定性控制 中图分类号 TD743文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 05- 0111- 04 Study on roof water control technology of mining roadway in Pangpangta coal mine HAO Haitao （Pangpangta Colliery, Lvlin EnergyChemistryCo., Ltd. OfHuozhou Coal ElectricityGroup, Linxian 033200, China ） Abstract In the 9- 3012 tunnel ofPangpangta coal mine, a weak water rich area is exposed in the process ofexcavation. The roofwater ofthe tunnel is large and the surrounding rock stability is poor. Based on the analysis of the causes of the deation and failure of the roadway by the s of rock mechanics parameter test, mineral component test and anchorcable in- situ pull- out test, the corresponding control measures for the stability of the surrounding rock are put forward. The engineering monitoring results show that the measures can effectively control the deation ofthe surroundingrock ofthe roadway. Key words Roof splashing ; rock mechanics parameter test ; anchor rod cable pull- out test in situ ; engineering monitoring ; surrounding rock stabilitycontrol 0引言 对煤炭资源经过持续多年的大规模开采， 赋存 条件较好的煤炭资源已日益枯竭，而埋藏较深、 赋 存条件较差的煤炭资源则逐渐成为了我国开采的 主要对象[1]， 有时巷道不可避免的布置于具有弱富 水性的地质构造带当中， 受此影响巷道顶底板围岩 条件急剧恶化， 涌水量增加， 若不对其进行及时治 理， 极有可能发生重大的安全事故[2]， 造成难以挽回 的损失， 因此针对巷道围岩的防治水技术众多学者 对此展开了详细研究[3-4]。 庞庞塔煤矿 9- 3012 巷道在掘进过程中揭露一 弱富水性区域， 顶板淋水量急剧增加， 底板积水严 重， 同时局部地区顶板下沉明显， 两帮移近量较大， 现有支护方式不能对巷道围岩稳定性形成较好的 控制， 为了保证回采工作面的采掘正常交替， 对处 于弱富水性区域巷道段的支护进行优化已成为了 该矿当前急需解决的首要任务。 1工程概况 庞庞塔煤矿 9- 301 工作面所采煤层主要为 9 煤层， 该工作面埋深达到了 550m， 工作面沿走向布 置沿倾向推进，其中工作面走向布置长度为 150m, 推进长度为 1450m， 采高为 3m， 采用综合放顶煤一 次采全高的方法对 9 煤层进行回采，该工作面所 采用的液压支架型号主要为 ZF12000/22/35，共计 101 架。9- 3012 巷道为 9- 301 工作面的回采巷道， 该巷道主要负责通风以及行人，净宽 4.5m，净高 3m，采用锚网梁 锚索支护，顶部选用 φ20 2000mm 左旋螺纹钢高强锚杆， 每排布置 5 根， 间排 距为 900mm1000mm，巷道最外侧锚杆与竖直方 向的夹角为 15， 其余锚杆均垂直于顶板布置。顶 板锚索在距巷道中心左右两侧 900mm 处分别布置 一根， 排距为 1000mm， 锚索采用 φ17.8L6300mm 的预应力钢绞线。帮部锚杆每排布置 3 根锚杆， 间 排 距 为 1200mm 1000mm， 顶 锚 杆 距 离 顶 板 300mm， 锚杆型号与顶板一致。 在支护过程中锚杆统 一施加预紧力 65kN，锚索统一施加预紧力 125kN。 巷道支护断面如图 1 所示。 该巷掘进总长度达到了 1650m，巷道掘进至距 开口位置 740m 处时揭露一已探明的弱富水性区 域，布置于该富水性区域中的 9- 3012 巷道段预计 达到了 180m， 巷道围岩稳定性受此富水性区域的影 响， 顶板淋水量较大， 锚网索腐蚀严重， 且多次出现 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 111 ChaoXing 返修， 巷道破坏特征如图 2 所示。 图 1巷道断面支护图 图 2锚网索腐蚀图 2巷道顶板淋水来源 9- 3012 巷道揭露弱富水性区域时顶板淋水现 象严重， 根据该矿的水文地质资料显示， 顶板水主 要来源于大气降水以及附近河流的水流补给，同时 巷道顶板深部存在着灰岩含水层， 该灰岩富水性较 弱， 单位涌水量为 0.038～0.096L/s.m。淋水段巷道 顶板条件较差， 受掘进扰动影响顶板围岩裂隙得到 一定程度的发育， 进而形成导水裂隙带， 为顶板淋 水创造了条件。 3现场实测 3.1巷道顶底板围岩力学参数测试 掌握淋水段巷道顶底板围岩的物理力学性质， 对于探明巷道的破坏原因并对原支护方案进行优 化具有重要意义。在巷道淋水段选取合适的位置打 钻取芯， 并将所取岩芯带回实验室通过岩石力学试验 机对其力学参数进行测试， 测试结果如表 1 所示。 由表 1 可知巷道的直接顶为泥岩和泥质灰岩， 岩层厚度分别为 2.5m 和 4.3m，其中泥岩的抗压强 度仅为 18.4MPa， 强度偏低， 泥质灰岩的抗压强度则 为 25.67MPa， 该岩层强度与泥岩相比有所提高。老 顶则为细粒砂岩和炭质泥岩， 厚度较厚， 分别达到 了 8.5m 和 10.4m， 在测试过程中发现直接顶和老顶 围岩中微小裂隙较为发育， 该巷直接底和老底则分 别为泥岩和粉砂岩。 表 1淋水段巷道顶底板围岩物理力学参数统计表 3.2巷道顶板围岩矿物组分测试 顶板围岩的矿物组分对于巷道围岩稳定性同 样具有重要影响， 本文采用多功能 X 射线衍射仪对 所取顶板岩芯的矿物组分进行了测试， 将测试所得 的结果统计于表 2 中。 表 2顶板围岩矿物组分测试结果 由表 2 可知淋水段巷道顶板含有较多的高岭 石、 白云母以及石英， 同时还含有少量的黄铁矿以 及斜长石。其中高岭石遇水易膨胀， 白云母、 斜长石 遇水则易水解， 若顶板淋水现象严重则会给该巷的 支护带来巨大挑战。 3.3淋水顶板巷道原位拉拔测试 顶板的淋水现象必然会对锚杆 （索） 的锚固性 能造成影响， 为了探明淋水对其的影响大小， 本文 对淋水和非淋水条件下巷道锚杆 （索） 的锚固力进 行了原位拉拔测试，并将所测得的数据统计于表 3 之中。 表 39- 3012 巷道富水性区域段锚杆 （索） 锚固力检测结果 由表 3 中的测试数据可知非淋水区段巷道顶 板锚杆锚固力、 左帮锚杆锚固力、 右帮锚杆锚固力 与淋水区段的巷道相比分别高出其值 30.2、 4.7 以及 5，非淋水区段巷道锚索的锚固力与淋水区 段巷道的相比则高出其值 25.3。由此可知顶板锚 杆 （索） 的锚固力受淋水影响出现了一定程度的下 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 岩石名称层厚 /m 密度 /g cm-3 弹性模量 /GPa 抗压强度 /MPa 内摩擦角 / 泊松比 炭质泥岩10.42.983.1327.432.60.24 细粒砂岩8.52.924.2426.3238.20.26 泥质灰岩4.32.454.3225.6730.70.37 泥岩2.52.082.6418.426.60.28 9 煤51.762.0114.634.20.36 泥岩3.52.134.2816.731.20.44 粉砂岩6.22.835.0226.429.80.28 矿物名称白云母石英斜长石高岭石黄铁矿 矿物含量 （）28323.930.22.1 平均锚固力 （kN ）顶锚杆左帮锚杆右帮锚杆顶锚索 淋水区段47.1859.6257.7491.24 非淋水区段61.4162.4460.6114.32 112 ChaoXing 降， 帮锚杆的锚固力受淋水现象的影响较小。 4巷道破坏原因分析 通过上述分析， 可将淋水段巷道的变形破坏原 因归结为如下几点 1）顶板水主要来源于大气降水以及附近河流的 水流补给， 同时巷道顶板深部存在着富水性较弱的灰 岩含水层， 而该段巷道顶板围岩条件较差， 在掘进扰 动等因素影响下裂隙易发育， 进而形成导水裂隙。 2）巷道直接顶中有一层 2.5m 厚的泥岩，该岩 层强度偏低， 且矿物组分测试结果表明顶板围岩中 含有较多的白云母、 高岭石， 遇水易膨胀软化， 加速 了巷道的变形破坏。 3）顶板锚杆 （索） 的锚固力受淋水影响下降明 显， 不能对顶板形成有效的支护。 4）巷道整体的支护强度偏低， 帮部围岩不能对 顶板形成较强的承载作用， 同时顶板浅部围岩在锚 杆 （索） 的作用下不能进行有效的加固组合。 5）没有对顶板水进行及时排放。 5治理措施研究 1）为了更好的对顶板含水层中的水以及裂隙水 进行排放， 在掘进过程中布置疏水钻孔， 疏水钻孔呈 扇形布置， 钻孔垂距不高于 1.5m， 钻孔平距为 3m， 疏水孔的直径为 75mm。 为了对顶板岩层中的水进行 充分排放， 疏水孔在浅部、 深部交替布置， 依据裂隙带 的发育高度以及含水岩层的位置， 疏水孔孔深最深为 60m， 其次为 50m， 最浅则为 30m， 钻孔与巷道轴向的 夹角处于 20～60范围内，止水套管则采用硬 PVC 管， 具体的疏水孔布置示意图如图 3 所示。 图 3疏水钻孔布置示意图 2）对巷道的原支护方案进行相应优化， 其中顶 板锚杆在原方案的支护基础上排距缩短至 900mm， 长度加长至 2500mm， 直径加粗至 22mm。锚索长度 则加长至 7000mm， 直径加粗至 21.6mm， 排距缩减 至 900mm。帮部锚杆每排布置 4 根， 间排距缩减为 800mm900mm， 锚杆型号同顶板一致， 在支护过程 中锚杆预紧力统一提高至 85kN， 锚索预紧力提高至 160kN， 优化后的巷道支护断面如图 4 所示。 图 4优化后的巷道断面支护图 3）在掘进过程中若遇到顶板破碎带， 可采取注 浆加固的措施对其进行治理， 注浆材料可选用马丽 散， 该材料具有粘度低、 渗透性强、 抗压性能高， 反 应后形成泡沫不易溶于水等优点， 能够快速的封堵 裂隙水， 注浆压力不宜超过 3MPa， 注浆孔深度以及 直径视具体情况而定。 4）巷道通过富水性区域后支护方案可采用原支 护方案。 6工程监测 治理措施实施后在新掘的巷道段中选取合适 的位置布置测站，对其围岩变形进行了为期 30 天 的现场监测，监测结果显示 9- 3012 巷道在治理措 施治理下两帮移近量仅有 74mm，顶板下沉量仅有 56mm，单个锚索眼水量由原来的 7.8m3/h 下降至 1.5m3/h， 减少了 80.8， 顶板涌水量较大的现象得到 了有效控制， 巷道围岩稳定性显著提升。 7结论 1）淋水段巷道直接顶泥岩强度偏低， 裂隙发育， 且顶板围岩含有较多的白云母、高岭石，吸水易膨 胀、 软化， 锚杆 （索） 锚固力受淋水影响下降明显， 巷 道整体支护强度偏低，不能形成有效的支护结构， 在上述因素的共同影响下巷道围岩破坏严重。 2）针对巷道的变形破坏原因， 本文提出了相应 的治理措施， 工程监测结果表明新掘巷道在治理措 （下转第 116 页） 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 113 ChaoXing （上接第 113 页） 施的治理下围岩变形较小， 顶板淋水较大的现象得 到了有效抑制， 满足矿井的正常安全生产。 参考文献 [1] 康红普. 我国煤矿巷道锚杆支护技术发展 60 年及展望 [J].中国矿业大学学报，2016，45 （6） 1071- 1081. 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[4] 张勇国.燕子山井田水文地质特征及突水安全性分析[J]. 煤矿安全， 2018,49 （4） 177- 180. 作者简介 郝海涛 （1988-） ， 男， 汉族， 山西长治人， 2013 年 7 月毕业 于山西大同大学土木工程， 本科学历， 助理工程师.现任霍州煤 电集团吕临能化有限公司庞庞塔煤矿生产技术科技术员。 （收稿日期 2020- 4- 22） 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 少割矸石厚度的同时， 与巷道底板平缓过渡， 随工作 面推进， 根据断层揭露情况， 以 12进行飘刀。 3 ） 机尾处揭露， 321F1 断层揭露至 84 架附近， 此时断层揭露范围最大， 约为 13.3m。 4 ）由于 3F7- 2 断层与 3F7- 1 断层距离较近且基 本平行， 过断层期间根据两断层情况综合考虑。随工 作面推进， 断层向机头方向移动， 每割一刀， 断层向机 头方向移动约 0.6m，断层最 大揭露范围约为 7.0m， 最大割矸量约为 2.0m。随工作面推进， 根据断层揭露 情况， 逐渐增加飘刀起点据断层的距离， 以 12进行 飘刀。 5 ）工作面机头处始终沿运顺巷道底板推进， 端 头10 组支架在减少割矸石厚度的同时，与巷道底板 平缓过渡。至机头临近 3F7- 2 断层时 （距 3F7- 2 断层 约34m ） ， 自机头向机尾方向逐渐 刹刀， 与工作面刮板 输送机顺平， 最大刹刀角度不得超过 12。 6 ）割煤时， 根据工作面揭露的实际断层参数 （底 煤、 底矸厚度及范围） 以及断层与工作面的夹角变化 情况， 调整飘刹刀范围， 从机尾向机头方向逐步揭露 断层的方法通过断层。 7 ）过断层期间， 割煤时， 加强过渡区域飘刹刀控 制， 顺平刮板输送机。 8 ）过断层期间， 若断层构造异常区域结构复杂， 则随工作面推进， 采用煤电钻对工作面顶底板情况进 行探测， 根据探测情况调整工作面断层区段飘刹刀角 度情况， 但最大飘刹刀角 度不能超过 - 12。 9 ）受断层变化影响，当个别区域出现底鼓， 割 矸石厚度小于 0.7m 时， 以顺平输送机为前提， 控制 飘刹刀角度。支架垂直顶底板，歪斜角度控制在 4以内。 10 ）每班测量刮板输送机上窜下滑情况， 当工作 面连续上窜 （下滑） 或上窜量 （下滑量） 超过 300mm 时， 及时进行调面， 控制上窜下滑趋势。 4结论 1 ）通过对断层的产状与力学性质分析， 得出， 断 层面倾角越大， 破碎带应力作用， 并且断层破碎带沿 破碎带倾斜方向的力对破碎带的影响最大。 2 ）322 工作面受断层组合影响， 破碎带区域支架 水平分力， 架产生向右作用力， 导致支架歪斜。 3 ）根分析结论，制定了 322 工作面过组合断层 技术措施。 参考文献 [1] 钱鸣高， 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京 煤炭工业出 版社， 1984． [2] 吴绍发，廖米和.ZY5000/11/24 型液压支架的使用分析与 改进设计. 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