文家坡煤矿4102工作面运输巷支护技术研究.pdf

万方数据 万方数据 万方数据 万方数据 analysis, the deation and failure mechanism of the roadway is revealed. Roof subsides during tunneling under high stress. The additional force causes the side wall of roaway to break in an inverted triangle.The depth of failure increases continuously, thus causing the floor heave. The three sides of the top, the side and the bottom affect each other, and the deation is intensified. After excavation, it makes floor heave continuously with water swelling under high stress. The additional force causes the side wall of roadway to be destroyed, causing the roof to become unbalanced again. he three sides of the bottom, the side and the top are deed to balance and the roadway is destroyed. 4 The original support scheme is optimized. Water-proof measures have been taken on the floor. Roof anchors increased from 3 to 5. These enhance the strength of the floor and roof. The new support scheme has been verified by FLAC3D numerical simulation and field engineering test. The results show that the new support scheme can ensure the normal use of roadways. Key words roadway deation； bolt support； Monitoring of surrounding rock； numerical simulation；Optimized support Thesis Application Research 万方数据 目录 I 目录目录 1 绪论 ................................................................................................................................ 1 1.1 研究背景及意义 ................................................................................................. 1 1.2 国内外研究现状 ................................................................................................. 1 1.2.1 巷道变形破坏机理研究现状 .................................................................. 1 1.2.2 煤巷支护理论研究现状 .......................................................................... 3 1.2.3 锚杆支护技术发展与应用概况 .............................................................. 3 1.3 研究内容、方法及技术路线 ............................................................................. 4 1.3.1 研究内容 .................................................................................................. 4 1.3.2 研究方法 .................................................................................................. 5 1.3.3 技术路线 .................................................................................................. 5 2 地质采矿条件 ................................................................................................................ 7 2.1 矿井概况 ............................................................................................................. 7 2.2 地质概况 ............................................................................................................. 8 2.2.1 矿井地质条件 .......................................................................................... 8 2.2.2 煤层及顶底板 .......................................................................................... 9 2.2.3 水文地质 ................................................................................................ 10 2.2.4 地质构造 ................................................................................................ 12 2.3 开采技术条件 ................................................................................................... 12 2.4 巷道围岩物理力学特性 ................................................................................... 13 2.4.1 岩石力学实验 ........................................................................................ 13 2.4.2 岩石膨胀性实验 .................................................................................... 15 2.4.3 岩石 X 射线衍射实验 ........................................................................... 15 2.5 本章小结 ........................................................................................................... 16 3 巷道变形破坏机理分析 .............................................................................................. 17 3.1 巷道变形破坏观测 ........................................................................................... 17 3.1.1 巷道围岩松动圈测试 ............................................................................ 17 3.1.2 巷道表面位移监测 ................................................................................ 20 3.1.3 巷道底板变形计算 ................................................................................ 22 3.2 巷道变形破坏特征 ........................................................................................... 23 3.3 围岩变形破坏因素分析 ................................................................................... 23 3.4 巷道变形机理分析 ........................................................................................... 26 万方数据 目录 II 3.4.1 巷道变形破坏原因分析 ........................................................................ 26 3.4.2 掘进期间变形破坏机理 ........................................................................ 27 3.4.3 成巷后变形破坏机理 ............................................................................ 27 3.5 本章小结 ........................................................................................................... 28 4 支护方案优化及数值模拟 .......................................................................................... 29 4.1 支护方案确定 ................................................................................................... 29 4.2 支护参数优化 ................................................................................................... 30 4.3 数值模拟 ........................................................................................................... 32 4.3.1 软件的选择 ............................................................................................ 32 4.3.2 模型建立 ................................................................................................ 32 4.3.3 模拟结果及分析 .................................................................................... 35 4.4 本章小结 ........................................................................................................... 37 5 工程应用 ...................................................................................................................... 38 5.1 试验段概况 ....................................................................................................... 38 5.2 监测方案设计 ................................................................................................... 38 5.2.1 测站布置 ................................................................................................ 38 5.2.2 监测方法 ................................................................................................ 38 5.3 监测结果及分析 ............................................................................................... 39 5.4 本章小结 ........................................................................................................... 41 6 结论 .............................................................................................................................. 43 致谢 .................................................................................................................................. 44 参考文献 .......................................................................................................................... 45 万方数据 1 绪论 1 1 绪论 1.1 研究背景及意义 随着科学的进步、时代的发展和理论研究、开采实践的不断深入，井巷工程围岩控 制理论和技术取得了迅速的发展[1]，使得支护理念和形式发生了很大变化。支护理念上 主动支护逐步代替了原来的被动支护[2,3]，支护形式也由原先的棚式支护转向锚杆、锚索 支护。锚杆支护技术凭借其施工快、强度高、成本低等优点，迅速推广至全国煤矿[4-6]， 以 2011 年为例，全国煤巷及半煤岩巷总掘进量达到 9200km，其中采用锚杆支护的巷道 占 60，有些煤矿甚至达到了 100[7,8]。如今，锚杆支护已经成为煤矿巷道的主要支护 方式[9]。 锚杆支护技术在提高巷道的稳定性上发挥了重要作用， 但在深井高应力、 软岩、 采动影响等情况下，巷道仍然会出现不同程度的变形破坏，发生顶板下沉、底鼓和两帮 破碎等情况， 甚至会出现冒顶[10-13]。 变形破坏情况各有不同， 但究其原因还是支护形式、 参数等与支护体匹配度不高，有待优化。 文家坡煤矿位于彬长矿区东部， 于2016年8月投入生产， 设计生产能力为4.00Mt/a。 矿井采用立井多水平分区式开拓，主采煤层 4 号煤平均厚度 8.04m，平均埋深 740m，井 下巷道顶板淋水较严重，且底板含遇水膨胀性矿物质。该矿工作面巷道采用锚杆锚索联 合支护形式，4102 工作面为首采区的第二个工作面，该工作面运输巷在掘进期间和成巷 后，尤其是 4101 工作面回采期间，出现了围岩变形量大、底鼓严重、围岩变形难以控制 等现象，导致通风断面严重不足，安全出口受阻等问题，且返修工程量大，成本高，严 重影响了矿井正常生产和经济效益。 本文以彬长矿区文家坡煤矿 4102 工作面运输巷为研 究对象，对巷道变形破坏和支护优化展开研究。 彬长矿区是国家规划的十三个煤炭基地之一，可采储量 5362.09 Mt[14]，煤层埋藏深 度普遍较大，而且底板岩性整体偏软，再加之临近工作面的强烈采动影响，致使工作面 巷道大变形、底鼓、支护失效等问题在各个矿井具有普遍性[15-17]。该研究对文家坡煤矿 日后的巷道管理、矿井正常生产等具有重要意义，同时也对整个彬长矿区的安全高效生 产具有借鉴和指导意义，同时为该矿其他巷道或彬长矿区其他巷道变形破坏研究提供参 考和借鉴，为巷道治理提供依据。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 巷道变形破坏机理研究现状 普氏理论[18,19]是提出较早的一种山岩压力计算方法，确定矿山压力采取的主要理念 万方数据 西安科技大学工程硕士学位论文 2 为平衡拱理论[20]。该理论假定岩体为松散体，在开挖地下硐室后便会产生压力拱效应。 位于压力拱上部的岩体未受到开挖扰动， 而其下部岩体则产生松动、 破裂等， 最终坍塌， 衬砌的作用主要是抵抗此部分山岩压力，压力拱下部松动岩体在衬砌结构上产生的压力 为山岩压力。此理论对地下岩体工程的最大贡献是提出硐室围岩具有自承能力，塌落拱 高度的主要影响因素为硐室的跨度和岩性，且松动岩体对衬砌结构产生的压力为围岩压 力。 在 1950 年之前， 对围岩的应力、 变形及稳定性分析中主要采用的理论为弹塑性理论 [21,22]。弹塑性理论又称极限平衡分析理论，它是巷道围岩变形、破坏研究中最基本的理 论，也是在巷道变形、破坏的研究方法中最经典的方法之一。弹塑性理论能够很好的对 硐室围岩的变形、破坏进行解释，因此此理论随后迅速被推广使用，并作为后期如新奥 法、收敛-约束理论的重要组成基础[23]。弹塑性理论推广使用后，国内外专家进行了更加 深入细致的研究。 摩尔-库仑准则[24-26]， Fenner 率先将地下工程硐室的围岩视为轴对称形式的平面应变 模型， 各向同性且各向等压， 用来分析硐室在弹塑性的极限平衡条件下围岩应力、 强度、 变形和支护强度之间的关系。 在此之后 Fenner 等认为岩石在达到破坏状态后其体积不会 产生变化，通过在理想弹塑性模型的基础上分析得到了断面为圆形的巷道围岩特征曲线 及方程。 范文[27]等在考虑统一强度的基础上对 Fenner 公式进行了相应的修正，得到了围 岩压力的一般解，此公式在岩土领域广泛适用。 蔡美峰[28]研究表明，地下岩体工程不仅不能直接使用传统连续介质分析方法，同时 也不能通过地质力学的分析方法分析裂隙、节理等结构面特征对岩体的作用，而必须要 对其力学及变形行为采用系统的方法进行认识。 “轴变论”理论是于学馥[29]结合静力学方法和连续介质分析提出的，围岩所受到的 应力超过其强度便会发生破坏，巷道发生坍塌，但是坍塌后的巷道可以自行稳定，巷道 的轴比重新稳定，应力再一次进行重新分布。 蒋斌松[30]等将深部圆形巷道围岩分为破裂区、塑性区、弹塑性区和原岩应力区。根 据摩尔-库仑准则分析得到了应力、位移的解析方程。周维垣[31]认为岩体中的节理、裂隙 等结构面对于隧道、 巷道等失稳起了决定作用， 他直接控制着岩体的变形、 发展及失稳。 黄庆享[32]将巷道顶板煤岩体视为弹性梁，并简化为合理的数学模型，深入研究了顶板煤 岩体的应力分布特征及其破坏形式，同时对工作面支架前巷道围岩的冒顶机理进行了分 析，对确定较为合理的顶煤厚度做了相关研究。奥顿哥特[33]通过物理模拟实验发现深部 巷道围岩的破坏顺序为先两帮围岩由于接近单轴压缩状态而被压碎，之后在高水平应 力的条件下顶板和底板分别发生下沉和底鼓。 万方数据 1 绪论 3 1.2.2 煤巷支护理论研究现状 （1）国外煤巷支护理论研究现状 ①新奥法[34,35]。新奥法指出要想达到巷道围岩稳定，保证巷道使用安全，不能将 围岩和支护分开考虑，应该看作一个整体来考虑，在支护过程中支护体只起辅助作用， 主要还是靠围岩自身来承载。在支护体作用下发挥围岩自稳作用，达到安全使用目的。 ②能量支护理论[36]。这一理论是站在能量守恒的角度上来考虑巷道围岩变形破坏问 题的，是由 M.D.Salalnon[37]等人提出的。他们认为地下岩体在工程扰动前围岩处于一种 能力平衡的状态，能力大小是岩性及应力而定。在人工开挖巷道过程中，打破了围岩中 原本的能力平衡，巷道围岩中能力被改变了，为了达到新的能量平衡，围岩中的能量将 会对外做功，进而发生能量的转移，最终达到整个系统的平衡 ③围岩应变控制理论[38-40]。这一理论认为支护体在减少巷道围岩变形的同时，也容 许巷道产生更多的变形，而且变形量和支护体的强度呈正比例变化关系。故在巷道围岩 变形最大值考虑过程中应将巷道支护体变形值考虑进去。 （2）国内煤巷支护理论研究现状 ① 联合支护理论[41,42]。 联合支护理论是从新奥法中演化而得， 这一支护理论认为实 现巷道安全稳定不能单纯从加强支护强度来考虑，应该是先让压再进行抗压，也就是先 让适当变形， 然后再支护。 对支护方式先采取柔性， 后采取刚性支护， 达到支护的目的。 ② 巷道围岩松动圈理论[43,44]。该理论认为在巷道开挖后若围岩只发生弹塑性变形， 将巷道按无支护状态进行考虑，那么将没有松动圈，这时巷道是无需采取支护措施的， 但是因为没有支护，故松动圈会逐渐增加，围岩的变形将逐渐增加，此时需要对巷道采 取支护措施，加强支护是为了达到控制围岩变形的目的，而变形是围岩松动圈增加产生 的。 ④ 巷道关键部位的耦合支护理论。何满朝[45]院士认为巷道支护体系和巷道围岩变 形破坏从机理上分析是的不同，所以二者会产生不耦合的现象，故支护体系和巷道围岩 不能完全耦合，产生这种不耦合现象是由各自的力学性质与材料的不同造成的。由于这 些情况的产生，在巷道支护过程中要针对围岩的力学机制不同，进行区分对待。另外他 认为，针对复杂地质条件下巷道支护，支护过程应分为两个阶段，第一阶段是利用柔性 支护让围岩产生一定的变形， 第二阶段是在局部进行加强支护以达到的复合支护的目的。 1.2.3 锚杆支护技术发展与应用概况 锚杆支护技术源于英国的威尔士露天矿， 1905 年美国首次在煤矿顶板中尝试锚喷支 护技术，而德国在 1912 年首先在巷道围岩控制中应用了锚杆支护技术[46-48]。20 世纪 40 年代末， 英国、 法国、 瑞典等国家在地下工程中大量使用锚杆支护技术[49,50]。 80 年代末， 万方数据 西安科技大学工程硕士学位论文 4 德国、 波兰、 日本等国家将锚杆支护代替了原先的工字钢、 U 型钢支架支护[51,52]。 目前， 澳大利亚、美国和英国等国家的锚杆支护较为成熟[53-56]。其中，澳大利亚在研究巷道变 形机制和锚杆参数优化方面较为突出，并且其采用“W”钢带树脂全长锚固，将施工及 后期信息反馈紧密联系，形成了独特的支护体系。 一直以来，棚式支护是我国煤矿的传统支护方式[57]。1956 年，我国煤矿最先在围岩 比较稳定的岩巷中采用锚杆支护，当时主要采用楔缝式、倒楔式等机械锚固锚杆和钢丝 绳砂浆锚杆。 70 年代到 80 年代间， 锚杆形式上出现了树脂锚杆， 也增加了托板及螺帽， 在支护过程中锚杆配以钢梁、 钢带、 钢筋以及混凝土喷层， 形成了组合锚杆支护体系[58]。 随后，我国煤矿引进和应用了缝管式锚杆，一些矿区还采用过水力胀管式锚杆等。1996 年我国引进了澳大利亚的锚杆支护技术，同时又开发出高强度树脂锚固螺纹钢锚杆支护 系列材料与构件，小孔径树脂锚固预应力锚索。至此，高强度锚杆支护在我国煤矿得到 认可，并得到大面积推广应用[59]。2005 年，我国又开发出高预应力、高强度、高刚度锚 杆支护技术。提出了高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度的“三高一低”[60]的现代 锚杆支护设计理念，这对我国建设安全经济、高产高效的现代化矿井具有重要的促进作 用。此外，针对破碎围岩巷道，又开发出多种形式的注浆锚杆；在大断面巷道、交叉点 等工程中研究并应用了锚杆桁架[61-63]；为解决采煤机截割金属锚杆支护煤帮引起的安全 问题，研制和使用了玻璃钢锚杆等等。2009 年， “煤巷锚杆支护技术规范” （CMT/T1104-2009）的正式颁布，标志着我国煤巷锚杆支护技术进入了有章可循的新阶 段。如今，锚杆支护技术已经成为煤矿巷道支护的首选支护形式。但是，目前我国在锚 杆支护技术发展和应用中仍存在一些问题，尤其是在不断加大支护强度的情况下造成支 护成本增加、成巷速度降低，已经不能很好地适应高产高效现代化煤矿建设和生产的需 要。 1.3 研究内容、方法及技术路线 1.3.1 研究内容 为了研究文家坡煤矿 4102 运输巷锚杆支护技术， 解决实际生产问题， 本文主要展开 以下研究工作 （1）矿井地质资料及相关开采技术资料收集及分析。 （2）4102 运输巷变形破坏特征研究。 主要包括四方面内容①巷道围岩采样及物理力学参数实验室测定；②对围岩进行 松动圈测定，确定围岩类型；③对围岩变形进行监测，确定围岩变形破坏特征。 （3）巷道变形破坏影响因素研究。 主要包括三方面内容①对 4102 运输巷围岩进行岩石膨胀性实验和岩石 X 射线衍 万方数据 1 绪论 5 射实验，确定巷道变形破坏是否与围岩岩性有关；②分析地质及开采技术条件，确定巷 道变形破坏是否与相关因素有关；③建立力学模型，分析 4102 运输巷变形破坏机理。 （4）优化支护方案并验证。 根据研究成果，对原支护方案进行优化，并采用数值模拟验证新方案的可行性。 （5）工程试验，完善支护方案。 将新支护方案在现场进行工程试验，并进行矿压观测。根据观测结果进一步完善支 护方案。 1.3.2 研究方法 采用实验室实验、现场观测、理论分析、数值模拟及工程实践等方法，开展 4102 工作面运输巷锚杆支护技术研究，具体如下 （1）分析矿井地质资料及工作面生产资料，初步确定巷道变形破坏的影响因素。 （2）在现场采取煤样并进行岩石力学实验，测试 4 号煤的力学指标。 （3）运用十字不点法监测巷道表面位移，分析巷道变形破坏特征。 （4）对巷道底板岩层采样并进行膨胀性测试，确定底板岩层是否遇水膨胀，判断巷 道底鼓是否与底板岩性有关。 （5）分析围岩变形破坏影响因素和特征，建立力学模型，分析巷道变形破坏机理。 （6）优化支护方案，并运用数值模拟分析采用新方案后巷道应力应变分布规律。 （7）将新方案进行工程试验，进一步完善支护方案。 1.3.3 技术路线 技术路线如图 1-1 所示。 万方数据 西安科技大学工程硕士学位论文 6 查阅文献和书籍结合工程实际 确定研究内容和方法 实验室实验现场观测理论研究参数优化 工程试验及完善支护方案 岩 石 力 学 实 验 岩 石 膨 胀 性 实 验 岩 石 X 衍 射 实 验 围 岩 松 动 圈 测 试 围 岩 变 形 监 测 巷道 变形 破坏 原因 分析 巷道 变形 破坏 机理 分析 巷道 支护 参数 优化 数值 模拟 评价 优化 方案 结论 图 1-1 技术路线图 万方数据 2 地质采矿条件 7 2 地质采矿条件 2.1 矿井概况 文家坡煤矿位于彬长矿区东部，行政区划属彬县管辖。井田东以矿区彬县古河道无 煤区为界，西与小庄井田、胡家河井田相邻；南与火石咀井田相邻，北至七里铺西坡 背斜南部煤层尖灭线。矿井东西宽 9.86km，南北长 11.69km，面积 79.6903km2。矿井于 2016 年 9 月投入生产，设计生产能力为 4.00Mt/a。 文家坡煤矿属于塬梁沟壑区。泾河将井田分割成东南的新民塬和西北的北极塬，两 塬主要为黄土塬和河谷阶地，塬面开阔平坦，海拔高程1170～1200m。全区最高处位 于井田东北角 78 号孔附近的茉莉凹塔梁塬上，高程为1217m；最低处位于井田东南角 W1 钻孔的红崖河河谷中，标高为870m。井田相对高差 347m。 井田内可采煤层有 5 层， 自上而下为 1、 2、 3、 4 和 4 下1 号煤， 各煤层倾角为 1～6。 4 号煤为主采煤层，为全区可采煤层；1 号煤和 2 号煤为大部可采煤层；3 号煤和 4 下1 号煤为局部可采煤层，目前只开采 4 号煤。4 号煤层结构较简单，煤层埋深在 704.5～ 824.4m 之间，平均 740m。 矿井采用立井多水平分区式开拓， 主水平开采 4 号、 4 下1 号煤层， 水平标高440m， 1、2、3 号煤层设置辅助水平。通风方式采用中央分列式。井下主要运输方式为胶带运 输机运输，辅助运输方式为无轨胶轮车运输。井田分为 13 个盘区，41 盘区为首采区。 41 盘区内布置 5 条盘区大巷，分别为 41 盘区输送巷、41 盘区 1 号辅运巷、41 盘区 2 号 辅运巷、41 盘区 1 号回风巷和 41 盘区 2 号回风巷。盘区巷道布置图见图 2-1。 图 2-1 巷道布置图 首采区内前 4 个工作面（4101、4102、4103、4104）煤层平均厚度为 4m，采用走 41盘区一号辅运巷41盘区一号辅运巷 41盘区二号回风巷41盘区二号回风巷 41盘区一号回风巷41盘区一号回风巷 41盘区二号辅运巷41盘区二号辅运巷 41盘区胶带巷41盘区胶带巷 4101运输巷4101运输巷 4102运输巷4102运输巷 4102回风巷4102回风巷 4101工作面4101工作面 4102工作面4102工作面 4101回风巷4101回风巷 4101瓦斯抽放巷4101瓦斯抽放巷4101泄水灌浆巷4101泄水灌浆巷 万方数据 西安科技大学工程硕士学位论文 8 向长壁综合机械化一次采全高开采；以后的工作面煤层厚度逐渐增加，平均厚 11.71m， 采用综采放顶煤法开采。工作面巷道采用双巷掘进方式掘进，采用“锚网W 钢带”支 护。在 4101 和 4102 工作面回采过程中，4102 工作面巷道出现了严重的变形破坏，尤其 是靠近采空区的 4102 运输巷，底鼓量达到了 1500mm，严重影响了端头支架的移动、通 风和行人等； 目前， 企业采用起底方式修复巷道， 经常性的起底消耗了大量的人力物力， 制约了安全高效的生产。 2.2 地质概况 2.2.1 矿井地质条件 井田内大部分地区被第四系黄土及第三系红土所覆盖，在红崖河下游及其大支沟出 露有白垩系下统洛河组和华池组。依据钻孔揭露，区内地层由老至新依次有三叠系上 统胡家村组（T3h） ；侏罗系下统富县组（J1f） ，中统延安组（J2y） 、直罗组（J2z） 、安定组 （J2a） ；白垩系下统宜君组（K1y） 、洛河组（K1l） 、华池组（K1h） ；上第三系（N）及第 四系更新统（Q1～3）和全新统（Q4） 。 （1）三叠系上统胡家村组（T3h） 上部岩性为一套灰黑色泥岩夹灰色粉、细砂岩。泥岩质细腻，水平层理极其发育。 下部为灰绿色巨厚层状中～细粒长石石英砂岩，中夹灰绿色泥岩。砂岩成分以石英、长 石为主，分选中等，磨圆度一般，具垂直裂隙，含泥质包裹体。厚度为 10～66m。 （2）下侏罗统富县组（J1f） 岩性为灰灰绿色、 紫褐色铝质泥岩， 呈团块状， 松散易碎， 含菱铁质鲕粒， 厚 10～ 20m。与下伏三叠系平行不整合接触。 （3）中侏罗统延安组（J2y） 延安组为含煤地层，含可采煤层 5 层，下部 4 煤为主要可采煤层。岩性底部为铝质 泥岩、褐灰色泥岩、砂质泥岩及 4、4 下1 和 4 下2 煤；中部为灰色中粗粒砂岩、粉砂岩、 薄层泥岩，局部含 1～3 个薄煤层；上部为灰色砂泥岩互层，含 1、2、3 号煤层。与下伏 地层平行不整合接触。全区平均 116.23m。 （4）中侏罗统直罗组（J2z） 上部为紫红色、灰绿色、紫灰色泥岩及砂质泥岩，夹灰绿色、灰紫色中粗粒砂岩， 含黄铁矿结核；下部以灰绿色，灰白色砂岩为主，底部为灰白色含砾粗砂岩，分选差， 泥质胶结。与下伏延安组平行不整合接触。最小厚度 7.56m，最大厚度 41.40m，平均厚 度 23.34m。 （5）中侏罗统安定组（J2a） 岩性为棕红色、紫红色砂质泥岩，夹薄层紫灰色、灰绿色中～粗粒砂岩，底部为含 万方数据 2 地质采矿条件 9 砾粗砂岩。砂岩成熟度低， 以长石砂岩为主， 次为长石石英杂砂岩， 次棱角状，分选差， 钙泥质胶结，块状，泥质含砂量高，并含钙质结核。与下伏中侏罗统直罗组平行不整合 接触。地层厚度自西南向东北厚度变薄。厚度 10.70～82.58m，平均厚 49.91m。 （6）下白垩统宜君组（K1y） 岩性为杂色巨厚层状粗砾岩， 夹粗砂岩透镜体。 砾石成分主要为花岗岩、 变质岩块， 次为石英岩块。砾径一般 5～15cm，最大 25cm 以上，多为次圆状，