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余吾煤业过断层巷道支护技术研究

2019-11-01申勇杰

山东煤炭科技 2019年10期
关键词:锚索断层底板

申勇杰

(山西潞安集团余吾煤业有限责任公司,山西 长治 046000)

1 工程背景

余吾煤业现主采3#煤层,设计生产能力600万t/a,煤层厚度5~7.25m,平均5.99m,全区稳定可采。该矿S1301工作面专用回风巷为矩形断面,断面宽度4.5m,高度3m,现已掘进完毕并通过了F9正断层。F9断层断距为1~2m,走向216°,倾角35°,倾向306°。由于缺乏经验,设计的支护方案未能较好地控制断层处回风巷围岩的稳定性,导致S1301回风巷过断层后顶底板及两帮出现大面积破碎。该煤层下一工作面的S1302工作面运输巷也为矩形断面,断面宽度4.5m,高度3m,现已施工637m。迎头距离F11正断层剩余83m,F11断层预计上下盘断距为1~1.4m,走向230°,倾角70°,倾向320°。S1302及S1301工作面岩层岩性分布大致相同,工作面无伪顶,直接顶以砂质泥岩为主,平均厚度6m,基本顶以粗粒砂岩为主,平均厚度为8m,直接底主要为泥岩,平均厚度7m,基本底岩性以粉砂岩为主,平均厚度10m。为防止S1302运输巷过断层时出现与S1301回风巷同样的情况,有必要设计有效的支护方案,使S1302运输巷安全高效地通过断层。

2 巷道破坏机理

(1)由于断层是岩层上下盘错动发生明显位移的地质构造,所以断层上下盘之间的断层带内岩石较破碎且夹杂大量泥石混合物。断层带内杂物遇水会有明显的膨胀性,对巷道产生挤压作用,不利于巷道支护。

(2)巷道过断层处的围岩破碎较严重,岩体本身没有良好的胶结稳定性,在巷道开挖的扰动下,应力重新分布非常复杂,极易发生大面积的破碎与变形现象。

(3)由于断层的影响,巷道直接顶与基本顶连接性变差,易出现离层现象。若支护方案中的锚索长度不足,则无法充分发挥锚索的悬吊作用,一旦发生直接顶与基本顶的离层,容易出现巷道顶板的大面积垮落及锚索拉断等现象。

(4)由于断层带附近构造应力较为复杂,巷道穿过断层时,其轴向与构造水平应力往往会存在一定的夹角。夹角的存在使得巷道原本破碎的顶底板在水平应力的影响下更易发生剪切及拉伸破坏。顶底板的变形破坏又使得覆岩应力向巷帮集中,最终使得断层处巷道整体破坏失稳。

3 巷道过断层安全支护技术

(1)超前预注浆加固

根据F11断层赋存状态、破碎区域范围及运输巷布置、掘进情况,确定出运输巷预注浆加固施工方案如下:在距断层带10m附近时,沿巷道断面轮廓布置注浆孔,孔长均为15m,超前预注浆钻孔共布置10个孔,注浆孔施工图如图1所示。其中1~3号注浆孔沿巷道断面的顶板布置,钻孔均向上倾斜4°~6°,孔间距2000mm,确保巷道掘进过程中顶板保持完整性,不发生垮落;4~5号及6~7号注浆孔分别布置于巷道两帮,孔间距2000mm,钻孔均保持平行布置,保证巷道两帮及掌子面的强度及稳定性,较好地支撑顶板;8~10号注浆孔沿底板布置,孔间距2000mm,均向下倾斜4°~6°,保证巷道过断层破底前进时,巷道顶底板破碎岩体不发生大面积冒落。10个钻孔发挥各自优势,保证巷道安全通过断层的同时又能维持巷道的长期稳定性,在回采时依然保持破碎岩体的整体性。注浆材料以无机矿粉为主原料,配比一定的早凝剂及其他细骨料。该注浆材料不仅强度高、凝结速度快、与岩体胶结性高、渗透率高,而且经济环保,对地下环境无污染。

图1 注浆孔施工图(单位:mm)

(2)联合加强支护

根据S1302运输巷过断层破碎带的工程地质条件,在注浆加固断层破碎带岩体的基础上优化加强原支护方式,具体支护方案如下:

S1302运输巷围岩完整处的支护方案与原支护方案相同,而将断层破碎带处的巷道顶板锚杆数量增加为6根,锚杆的间排距缩小为800mm×1000mm,改用抗剪、抗拉强度高的左旋无纵筋螺纹钢强力锚杆。顶锚杆直径22mm,长度2400mm,顶板两边的锚杆分别向左或向右倾斜15°布置。为了保持锚杆对围岩体的组合支护作用,托盘处施加的预紧力矩应不小于400N·m。顶锚索采用1×18股高强度低松弛钢绞线制作,锚索直径22.6mm,长度6.4m,间排距为2000mm×2000mm,每排布置2根锚索。为防止顶板发生离层现象,托盘处施加的预紧力矩应不小于800N·m。巷道的两帮各布置3根锚杆,锚杆规格及参数与顶板锚杆相同,锚杆排间距为1200 mm×1000mm,上下两帮锚杆分别向顶板或底板倾斜15°布置。帮锚索参数及规格与顶锚索相同,间排距改为1000mm×1000mm,每排每帮各布置两根锚索。巷道联合加强支护布置如图2所示。

图2 运输巷加强支护设计图

4 数值模拟

为评价设计的支护方案能否较好地保证S1302运输巷过断层的稳定性,通过数值模拟的方法分别对S1301回风巷及S1302运输巷过断层支护进行模拟验证,对比分析两种方案在断层围岩破碎段巷道的支护效果。

(1)模型建立

根据3#煤层工程地质概况,建立FLAC3D数值模拟模型,模拟埋深300m,模型长×宽×高=60m×50m×40m,共建立25870个单元,断层模型如图3所示。其中模拟的断层落差为1.2m,模型四周采用位移固定约束,底部无约束,顶部施加9.5MPa的上覆岩层应力,根据岩层属性及断层构造设置侧压系数为1.2。待模型初始应力平衡后,先沿3#煤层底板掘进S1301回风巷,过断层方式为破底掘进,采用原支护方案进行支护模拟。随后重新导入初始平衡模型,进行S1302运输巷的开挖,运输巷掘进及过断层方式与回风巷相同,巷道完整段支护方式也与回风巷相同,但断层处的支护方式采用“超前预注浆加固+加强联合支护”的方式进行模拟。

图3 断层模型图

(2)模拟结果分析

回风巷与运输巷不同支护方式过断层破碎带时巷道塑性区分布情况如图4所示。

由图4(a)可知,S1301回风平巷穿过断层时巷道围岩整体较破碎,原支护方案下巷道顶板及两帮均出现大面积的剪切破坏,底板破坏深度为1.2m,两帮中部还存在少量的拉破坏。这是由于围岩破碎不连续,导致顶板受力不均匀,顶板承载能力不足使得应力在两帮集中并产生错动剪切效应,原支护方案下S1302回风巷围岩塑性破坏区的面积高达120m2,巷道的稳定性及安全性较低。由图4(b)可知,运输平巷在超前预注浆的作用下保持了围岩的完整性,同时加强后的支护方案较好地将围岩破碎带与完整围岩连接起来,防止了顶板离层及冒落现象的发生,顶底板及两帮仅存在少量剪切破坏及拉伸破坏,其塑性区面积仅为61m2,较原支护方案下的回风巷下降了49.1%,有效地控制了巷道过断层时的围岩变形。

(3)支护效果分析

为验证运输巷过断层时的支护效果,在运输巷掘进至断层带前10m处布置测点,采用十字布点法实时监测运输巷过断层时及过断层后围岩变形及位移情况,分析支护效果。运输巷围岩变形监测情况如图5所示。

由图5可以看出,通过“超前预注浆加固+加强支护”的联合支护方式,使得运输巷断层处原本破碎的围岩组成连续的整体结构。运输巷刚过断层时,由于采动影响较大,测点处两帮围岩及顶底板围岩位移量都迅速增加,但巷道掘进穿过断层11d后围岩位移便逐渐趋于稳定,两帮最大移进量66.4mm,顶底板最大移进量为86.2mm。巷道掘进过断层后30d顶底板的移进量一直控制在85mm内,两帮移进量控制在65mm内,巷道过断层带的围岩控制效果显著,消除了安全隐患。

图4 围岩塑性区分布图

图5 巷道过断层围岩变形量

加强支护后的运输巷,在过断层一个月后,巷道顶底板及两帮依然保持完整,未出现明显的破碎及变形,支护效果良好,避免了二次支护,节约成本的同时提高了掘进速度,保证了工作面安全、高效的回采。

5 结论

(1)通过分析巷道过断层时的围岩变形破坏机理,提出了运输巷安全过断层的“超前预注浆加固+混合加强支护”的支护技术方案。

(2)数值模拟结果及现场观测表明,提出的过断层安全支护方式有效地控制了巷道的稳定性。采用改进技术支护后的运输巷,其塑性区破坏面积较原支护方案下的回风巷下降了59m2。

(3)根据现场实测得出,加强支护后的运输巷围岩变形量在10d内便稳定在100mm以内,说明优化后的支护方案有效地控制了围岩变形,为相同工况下的巷道支护提供了研究及参考价值。

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