CN111608707A - 一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法 - Google Patents

一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,涉及冲击地压防治和巷道支护技术领域。该方法包括:巷道掘进至冲击地压危险区域时,根据开采条件和地质条件确定卸压方式和卸压参数,滞后掘进迎头或超前掘进巷道施工立体化卸压,形成卸压吸能被筒;根据煤层厚度、顶板厚度和巷道断面尺寸确定锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距,并计算支护安全系数,施工锚网、锚杆、锚索强化巷道的一次支护的整体性,形成支护被筒。利用该方法通过形成卸压吸能被筒形成让压结构,支护被筒保证支护强度;双被筒结构实现了巷道的整体受力,以及整体收缩让压,从而提高围岩的稳定性有效预防冲击地压。

Description

一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法
技术领域
本发明涉及冲击地压防治和巷道支护技术领域,尤其是一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法。
背景技术
冲击矿压是煤矿深部开采面临的典型动力灾害,表现为聚集在煤岩体中的弹性能突然、猛烈释放,动力将煤岩抛向巷道或采场,造成煤岩体强烈震动和破坏、设备损坏和人员伤亡。现场实践也表明,冲击矿压造成的破坏和人员伤亡主要集中在巷道内。
巷道进行支护是为了缓和及减少围岩的移动,使巷道断面不致过度缩小,同时防止已散离和破坏的围岩冒落。加强支护、提高支护强度,可以大幅度减少巷道冲击载荷作用下围岩加速度和位移幅值;支护系统中加入阻尼构件有利于快速平息围岩震动,增强支护抗冲击载荷能力,提高巷道围岩稳定性。
现有的巷道支护方法难以通过一次强支护来保证巷道围岩的整体性,尤其是在应力集中区域掘巷,巷道处于冲击地压危险区域。为了改善巷道的支护结构及支护效果,需要对现有的支护方法做进一步的改进。
发明内容
为通过一次支护设计实现对冲击能量的吸收,提高巷道围岩的冲击地压危险预防能力,本发明提供了一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,具体技术方案如下:
一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,步骤包括:
步骤A.巷道掘进至冲击地压危险区域时,根据开采条件和地质条件确定卸压方式和卸压参数;
步骤B.滞后掘进迎头或超前掘进巷道施工立体化卸压,形成卸压吸能被筒;
步骤C.根据煤层厚度、顶板厚度和巷道断面尺寸确定锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距,并计算支护安全系数;
步骤D.施工锚网、锚杆、锚索强化巷道的一次支护的整体性,形成支护被筒。
优选的是,冲击地压危险区域是利用综合指数法或可能性指数法,并根据煤层冲击倾向性、开采深度、顶底板岩性、构造应力和煤柱进行划分确定。
优选的是,卸压方式包括钻孔卸压、水力切割卸压、爆破卸压和煤层注水,卸压参数包括卸压孔的孔径、孔深和间距。
还优选的是,立体化卸压包括对巷道顶板、底板和两帮的卸压,卸压吸能被筒的直径为:2×(钻孔深度+巷宽或巷高)。
进一步优选的是,锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距确定时的计算为:
计算确定塑性区半径:
Figure BDA0002472448100000021
其中,RS为巷道塑性区半径;R0为巷道外接圆半径;γ为上覆岩层平均容重;H为巷道埋深,C为围岩粘结力,φ为围岩内摩擦角,K的取值为3;
计算极限平衡区所需的支护力:
顶部岩石载荷厚度hd=Rs-h/2,最小支护力为P=Σγihi
其中h为巷道高度,hd为顶部岩石载荷厚度,γi为岩层容重,hi为岩层厚度;
计算锚索提供的支护力:
Figure BDA0002472448100000022
其中,Ps为锚索提供的支护力,qs为锚索破断力,B为巷道宽度,D为锚索排距,n为每排锚索数量;
计算锚杆提供的支护力:
Pm=η·qm/Dm 2
其中,Pm为锚杆提供的支护力,qm为锚杆锚固力,Dm为锚杆间排距,η为锚杆支护系数计算支护安全系数:KS=(Ps+Pm)/P
还进一步优选的是,支护安全系数KS需要大于1.5。
还进一步优选的是,冲击地压危险区域使用全长锚固锚杆,当煤层为中厚煤层时采用锚网索梁、大直径托盘、高强度钢带和钢筋网的复合支护方式。
还进一步优选的是,巷道掘进断面形状为圆形、矩形或半圆拱形。
本发明的有益效果包括:
(1)通过形成双被筒,对巷道形成保护,结合一次支护设计和卸压措施保证巷道对冲击能量的吸收能力;施工立体化卸压完成了卸压保护范围内能量的释放和转移,提高了双被筒巷道应对冲击地压危险的能力。
(2)该方法中支护被筒通过提高锚网、锚杆、锚索的匹配性,形成筒状支护结构,在巷道受在应对冲击危险时整体受力并让压收缩,保证巷道的完整性;卸压吸能被筒通过立体化卸压提前释放围岩应力,减小巷道变形破坏,提高巷道的抗冲击能力。
另外基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,还具有形成圆形结构均匀让压,有效降低巷道围岩应力集中程度等优点。
附图说明
图1是双被筒保护的圆形巷道支护结构示意图;
图2是图1的巷道截面示意图;
图3是双被筒保护的矩形巷道支护结构示意图;
图4是图3的巷道截面示意图;
图5是双被筒保护的半圆拱形巷道支护结构示意图;
图6是图5的巷道截面示意图;
图中:1-卸压吸能被筒,2-支护被筒,3-卸压孔,4-锚杆,5-锚索。
具体实施方式
结合图1至图6所示,对本发明提供的基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法的具体实施方式进行说明。
实施例1
一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法具体的步骤包括:
步骤A.巷道掘进至冲击地压危险区域时,根据开采条件和地质条件确定卸压方式和卸压参数。
冲击地压危险区域是利用综合指数法或可能性指数法,并根据煤层冲击倾向性、开采深度、顶底板岩性、构造应力和煤柱进行划分确定。其中地质条件包括岩体内的应力、岩体特征、煤层特征等地质因素,开采条件包括开采技术、煤柱、停采线等。综合指数法是在分析各种开采技术因素、地质因素等对冲击地压的影响,确定各种因素的影响权重,然后将其综合起来,建立冲击地压危险性评价模型并评价与预测冲击危险性的方法。可能性指数法是基于采动应力和冲击倾向性的冲击危险度评价方法,应用模糊数学理论,计算某一应力状态和冲击倾向性指数对“发生冲击地压”的隶属度,进而判断各个区域发生冲击地压的可能性。
其中采用可能性指数法:首先计算采动应力场分布规律;然后测试和计算煤岩体的冲击倾向性;再计算应力和冲击倾向性各自对“发生冲击地压”事件的隶属度;再计算冲击地压发生的可能性指数;最后诊断某一区域冲击地压发生的可能性。
卸压的方式包括在巷道围岩中开槽、切缝钻孔或松动放炮等,通过卸压分段的回采来改变岩体应力的区域分布特征和规律,形成新的应力分布状态,即形成应力降低区域和应力升高区域。巷道掘进期间,在圈定的冲击地压危险区域,当巷道围岩坚硬并的条件下选择水力切缝卸压;在巷道围岩较软并且煤层厚度不大的条件下选择钻孔卸压;在厚煤层的条件下选择高压水力切缝卸压,另外根据实际卸压效果检验还可以组合使用上述的卸压方式。
步骤B.滞后掘进迎头或超前掘进巷道施工立体化卸压,形成卸压吸能被筒。
其中巷道内的卸压方式包括钻孔卸压、水力切割卸压、爆破卸压和煤层注水卸压,卸压参数包括卸压孔的孔径、孔深和间距。立体化卸压包括对巷道顶板、底板和两帮的卸压,卸压吸能被筒的直径为:2×(钻孔深度+巷宽或巷高)。卸压吸能被筒的范围为卸压的范围,以巷道轴线为圆心,在巷道四周形成均匀的圆形卸压带。
卸压带造成巷道一定深度围岩发生结构性破坏,形成一个弱化带,引起巷道周边围岩内的高应力向深部转移,从而使巷道周边附近围岩处于低应力区,当发生冲击时,一方面卸压空间能够吸收冲出的煤体,防止煤体冲出,另一方面卸压区内顶底板的闭合效应会产生“楔形”阻力带,能够一定程度阻止煤体冲出。
步骤C.根据煤层厚度、顶板厚度和巷道断面尺寸确定锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距,并计算支护安全系数。
其中锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距确定时的计算为:
计算确定塑性区半径:
Figure BDA0002472448100000041
其中,RS为巷道塑性区半径;R0为巷道外接圆半径;γ为上覆岩层平均容重;H为巷道埋深,C为围岩粘结力,φ为围岩内摩擦角,K的取值为3;
计算极限平衡区所需的支护力:
顶部岩石载荷厚度hd=Rs-h/2,最小支护力为P=Σγihi
其中h为巷道高度,hd为顶部岩石载荷厚度,γi为岩层容重,hi为岩层厚度;
计算锚索提供的支护力:
Figure BDA0002472448100000042
其中,Ps为锚索提供的支护力,qs为锚索破断力,B为巷道宽度,D为锚索排距,n为每排锚索数量;
计算锚杆提供的支护力:
Pm=η·qm/Dm 2
其中,Pm为锚杆提供的支护力,qm为锚杆锚固力,Dm为锚杆间排距,η为锚杆支护系数计算支护安全系数:KS=(Ps+Pm)/P
上述支护安全系数KS需要大于1.5。
步骤D.施工锚网、锚杆、锚索强化巷道的一次支护的整体性,形成支护被筒。
在冲击地压危险区域使用全长锚固锚杆,当煤层为中厚煤层时采用锚网索梁、大直径托盘、高强度钢带和钢筋网的复合支护方式。
其中巷道掘进断面形状可以为圆形、矩形或半圆拱形,根据不同的巷道形状选择锚杆锚索的布置形式,当掘进巷道断面为圆形时,锚杆和锚索均沿巷道的半径方向布置,分别在巷道顶板、底板和两帮布置锚杆锚索,顶板和底板的锚杆锚索对称布置,两帮的锚杆锚索对称布置,形成圆形的支护被筒;当掘进巷道断面为矩形时,以矩形的对角线交叉点为圆心,沿该圆心布置锚杆和锚索,顶板和底板的锚杆锚索对称布置,两帮的锚杆锚索对称布置,形成圆形的支护被筒;当掘进巷道断面为半圆拱形时,以半圆拱的轴线上的点为圆心,沿该圆心布置锚杆和锚索,上述方式布置锚杆锚索时能够形成圆形的结构从而可以均匀让压。通过提高锚网、锚杆、锚索的匹配性,形成圆筒状支护结构,在巷道受在应对冲击危险时整体受力并让压收缩,保证了巷道的完整性。
实施例2
本实施例以某矿3301工作面煤层巷道的布置为例,对本发明提供的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法进行说明。
煤层为3煤层,平均厚度3.78m,伪顶为泥岩、粉砂岩或炭质泥岩,厚度0.21~0.65m,直接顶多为粉砂岩,厚度0.75~13.73m,岩石抗压强度为39.3~148.2MPa;次为泥岩,厚度0.88~4.55m,岩石抗压强度为38.0~110.6MPa;基本顶顶厚2.5~27.8m,主要为细砂岩和中砂岩,在岩浆岩侵蚀区煤层顶板常为煌斑岩或浊变黄斑岩,硬度较大,裂隙较发育。
一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,步骤包括:
步骤A.巷道掘进至冲击地压危险区域时,根据开采条件和地质条件确定卸压方式和卸压参数。根据地质情况和开采条件确定了工作面超前200m范围内,在巷道帮部采用孔径150mm、孔深20m、间距1m预卸压,对顶煤、顶板采用钻孔卸压和水力分层圆形切割卸压或爆破预裂卸压,对底板实施钻孔灌水软化煤体。
步骤B.超前掘进巷道施工立体化卸压,形成卸压吸能被筒。
全方位立体式卸压,造成巷道一定深度围岩发生结构性破坏,形成了一个弱化带,引起巷道周边围岩内的高应力向深部转移。
步骤C.根据煤层厚度、顶板厚度和巷道断面尺寸确定锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距,并计算支护安全系数。
计算确定塑性区半径:
Figure BDA0002472448100000061
其中,RS为巷道塑性区半径;R0为巷道外接圆半径,3.01m;γ为上覆岩层平均容重,取25.15KN/m3;H为巷道埋深,最大值为690m,C为围岩粘结力,取值3.44MPa,φ为围岩内摩擦角,K的取值为3;
计算极限平衡区所需的支护力:
顶部岩石载荷厚度hd=Rs-h/2=7.0-2.15=4.85m,最小支护力为P=Σγihi=5.3×27.1KN/m3=143.63KN/m2
其中h为巷道高度,取4.3m,hd为顶部岩石载荷厚度为,γi为岩层容重,hi为岩层厚度;
计算锚索提供的支护力:
Figure BDA0002472448100000062
其中,Ps为锚索提供的支护力,qs为锚索破断力,使用22mm钢绞线取510KN,B为巷道宽度,取4.4m,D为锚索排距,取0.9m,n为每排锚索数量,其最小值为2;
计算锚杆提供的支护力:
Pm=η·qm/Dm 2
其中,Pm为锚杆提供的支护力计算得43.21KN/m2,qm为锚杆锚固力,取100KN,Dm为锚杆间排距,为0.9×0.9m,η为锚杆支护系数,取0.35。
计算支护安全系数:KS=(Ps+Pm)/P=(257.58+43.21)/143.63=2.1。
上述支护安全系数KS大于1.5,满足设计需求。
步骤D.施工锚网、锚杆、锚索强化巷道的一次支护的整体性,形成支护被筒。
3301工作面煤层厚度6.0m,煤层伪顶为泥岩0~3.13m,直接顶为粉砂岩4.58m,基本顶为细砂岩2.93m,直接底为泥岩1.34m,基本底为粉砂岩7.03m。工作面进回风巷道采用矩形断面,净宽为4.4m,净高为3.8m,托顶煤施工。顶部选用Φ22×2400(mm)的左旋无纵肋螺纹钢锚杆,屈服强度≥552MPa,间排距确定为900×900(mm);帮部选用Φ20×2400(mm)的右旋等强全螺纹钢锚杆,屈服强度≥335MPa,间排距确定为900×900(mm),锚索选用Φ22×8000(mm)的左旋预应力钢绞线,屈服强度≥1770MPa,锚索间排距为1800×900(mm);锚杆托盘150×150×12(mm),强度≥165KN;锚索托盘锚杆托盘300×300×12(mm),强度≥400KN。
该矿3301工作面现场监测数据表明,巷道位于整体让压的筒状保护区内整体应力较低,降低了巷道周围的应力集中程度,巷道位于塑性卸压的筒状保护区内整体微震事件数目较少,降低了巷道周围的能量集中情况。
当然,上述说明并非是对本发明的限制,本发明也并不仅限于上述举例,本技术领域的技术人员在本发明的实质范围内所做出的变化、改型、添加或替换,也应属于本发明的保护范围。

Claims (8)

1.一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,步骤包括:
步骤A.巷道掘进至冲击地压危险区域时,根据开采条件和地质条件确定卸压方式和卸压参数;
步骤B.滞后掘进迎头或超前掘进巷道施工立体化卸压,形成卸压吸能被筒;
步骤C.根据煤层厚度、顶板厚度和巷道断面尺寸确定锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距,并计算支护安全系数;
步骤D.施工锚网、锚杆、锚索强化巷道的一次支护的整体性,形成支护被筒。
2.根据权利要求1所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述冲击地压危险区域是利用综合指数法或可能性指数法,并根据煤层冲击倾向性、开采深度、顶底板岩性、构造应力和煤柱进行划分确定。
3.根据权利要求2所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述卸压方式包括钻孔卸压、水力切割卸压、爆破卸压和煤层注水,卸压参数包括卸压孔的孔径、孔深和间距。
4.根据权利要求1所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述立体化卸压包括对巷道顶板、底板和两帮的卸压,所述卸压吸能被筒的直径为:2×(钻孔深度+巷宽或巷高)。
5.根据权利要求1所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述锚杆类型、锚杆间排距、锚索类型和锚索间排距确定时的计算为:
计算确定塑性区半径:
Figure FDA0002472448090000011
其中,RS为巷道塑性区半径;R0为巷道外接圆半径;γ为上覆岩层平均容重;H为巷道埋深,C为围岩粘结力,φ为围岩内摩擦角,K的取值为3;
计算极限平衡区所需的支护力:
顶部岩石载荷厚度hd=Rs-h/2,最小支护力为P=Σγihi
其中h为巷道高度,hd为顶部岩石载荷厚度,γi为岩层容重,hi为岩层厚度;
计算锚索提供的支护力:
Figure FDA0002472448090000012
其中,Ps为锚索提供的支护力,qs为锚索破断力,B为巷道宽度,D为锚索排距,n为每排锚索数量;
计算锚杆提供的支护力:
Pm=η·qm/Dm 2
其中,Pm为锚杆提供的支护力,qm为锚杆锚固力,Dm为锚杆间排距,η为锚杆支护系数计算支护安全系数:KS=(Ps+Pm)/P
6.根据权利要求5所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述支护安全系数KS需要大于1.5。
7.根据权利要求1所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述冲击地压危险区域使用全长锚固锚杆,当煤层为中厚煤层时采用锚网索梁、大直径托盘、高强度钢带和钢筋网的复合支护方式。
8.根据权利要求1所述的一种基于双被筒保护理论的冲击地压危险巷道支护方法,其特征在于,所述巷道掘进断面形状为圆形、矩形或半圆拱形。
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