CN112343627A - 一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，解决现有深部超大断面硐室围岩不稳定的技术问题。该方法包括：分析煤岩体的地质条件，测定煤岩体的物理力学参数；根据高应力条件下硐室围岩形变规律和硐室围岩稳定机理确定支护参数；根据分析结果和围岩物理力学参数确定超大断面硐室位置及大小；采用钻爆方式进行掘进；根据支护参数针对硐室采用金属网、锚杆、锚索、喷砼的联合支护方式进行拱形超大断面支护；对煤层进行开采，将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区。本发明完善了深部超大断面硐室的施工工艺，提高了支护强度，控制硐室围岩变形长期稳定在允许范围之内，降低了硐室后期维护，避免了二次支护，同时实现了绿色开采。
Description
技术领域
本发明涉及深部大断面围岩控制技术领域，具体涉及一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法。
背景技术
随着煤炭资源的深部开采,地应力随之迅速增大，出现了大量的支护困难硐室。地质条件的不断恶化，岩体所处的应力环境变化以及由此引起的岩体力学性质、岩体结构、强度、变形等特性的变异，造成破碎岩体增多、涌水量加大、地温升高、作业环境恶化、硐室维护困难、成本提高、安全难于保证等一系列问题，同时还导致深部资源开采中重大灾害事故增多。
发明内容
本发明的目的是提供一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，完善深部超大断面硐室的施工工艺，提高支护强度，控制硐室围岩变形长期稳定在允许范围之内，降低硐室后期维护，避免二次支护，实现绿色开采。
为解决现有技术中存在的上述问题，本发明提供的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，该方法包括：
分析煤岩体的地质条件，测定煤岩体的物理力学参数；
根据高应力条件下硐室围岩形变规律和硐室围岩稳定机理确定支护参数；
根据分析结果和围岩物理力学参数确定超大断面硐室位置及大小；
采用钻爆方式进行掘进；
根据支护参数针对硐室采用金属网、锚杆、锚索、喷砼的联合支护方式进行拱形超大断面支护；
对煤层进行开采，将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述分析硐室围岩地质条件，测定围岩物理力学参数包括：
采集煤岩体样本确定煤岩体每层的岩性及平均厚度；
煤岩体样本的物理力学参数包括抗压强度、抗拉强度、抗剪强度参数。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述支护参数包括：
锚杆规格、硐室跨度、硐室埋深和围岩坚固性。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述根据分析结果和围岩物理力学参数确定硐室位置及大小包括；
将超大断面硐室布置在深灰色细沙岩层中，并将超大断面硐室的规格设置为长76m宽8m高8.8m。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述采用钻爆方式进行掘进包括：
混合使用光面爆破和直眼中空四角柱式掏槽爆破进行有效爆破。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述联合支护方式具体包括：
沿硐室围岩的顶边及两侧帮铺设金属网；
沿硐室围岩的顶边及两侧帮等间排距的打入锚杆；
锚杆固定后间排距的通过锚索进预紧；
最后进行喷砼固化处理。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述金属网采用直径为6mm的钢筋电焊成网，金属网的网格大小设置为70mm ×70mm；所述锚杆采用直径为22mm长度为2200mm的左旋无纵筋，间距设为 700mm，排距设为700mm；所述锚索由直径为22mm长度为7500mm的低松弛高强度钢绞线制成，锚索的布置的间距为1500mm，排距为1400mm；所述喷砼厚度至少为150mm，喷砼强度为c20。
进一步的，本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其中，所述将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区包括：
将先开采区煤层作为后开采煤层的保护层进行开采；
将先开采区的保护层产生的煤矸进入硐室进行洗选；
将洗选产生的精煤及筛下物升井；
矸石回填至后先开采区的采空区。
本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法与现有技术相比，具有以下优点：通过大断面硐室围岩地质条件分析，取样测定硐室煤岩体的物理力学参数，选择合适的大断面硐室布置关键层位，硐室布置在稳定的岩层中与复合支护技术相结合，通过回填稳定硐室矿压，本发明完善了深部超大断面硐室的施工工艺，提高了支护强度，控制硐室围岩变形长期稳定在允许范围之内，提高了硐室围岩的长期稳定，降低了硐室后期维护，避免了二次支护，同时实现了绿色开采。
下面结合附图所示具体实施方式对本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法作进一步详细说明：
附图说明
图1为本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法的流程示意图；
图2为本发明一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法中硐室掘出后变形速度随时间变化的曲线示意图。
具体实施方式
为使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚、明白，以下结合附图及具体实施方式对本发明作进一步说明。显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
本发明一实施例深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法如图1所示。在图1中，本实施例包括：
步骤100:分析煤岩体的地质条件，测定煤岩体的物理力学参数；
步骤100具体包括:采集煤岩体样本确定煤岩体每层的岩性及平均厚度；
煤岩体样本的物理力学参数包括抗压强度、抗拉强度、抗剪强度参数。
在制作煤岩体样本时，将每层岩石制作为柱状，通过试验对每层的岩石样本进行抗压、抗拉和抗剪试验，最终获得每层岩石样本的物理力学参数，为采用FLAC数值模拟计算提供准确的围岩物理力学参数，分析硐室开挖后围岩应力演化规律和塑性分布特征，为硐室群围岩稳定性控制提供基础。
步骤200:根据高应力条件下硐室围岩形变规律和硐室围岩稳定机理确定支护参数；
硐室围岩形变规律和硐室围岩稳定机理如下：随开采深度加大，围岩变形量呈近似线性关系增大，从-600m开始，开采深度每增加100m，围岩顶底板相对移近量平均增加10％～11％。理论分析表明，深部开采的围岩变形量随开采深度增大呈近似直线关系增大，开采深度每增加100m的巷道变形增量与岩体强度有关。一般来说，掘进的第1～2天，变形速度少的5～10mm/d，多的达50～ 100mm/d；变形持续时间一般25～60天，有的长达半年甚至几年以上仍不稳定。深部矿井矿压显现的另一个显著特点是，刚开挖时的变形速度可达50mm/d以上。掘出后，变形速度随时间的延续呈负指数曲线急剧衰减，经过一定时间后趋于稳定，变形量大小取决与岩体的物理学性质，其变化趋势如图2所示。
围岩收敛变形主要是由于处于残余强度状态的破裂区围岩破裂膨胀变形的结果。因此，深井围岩变形速度的上述规律表明：围岩破裂区的形成经历了一个时间过程(此时间过程的长短与围岩破裂范围即破裂区厚度有关)；深井围岩破裂的发展速度在巷道刚开掘时较快，以后逐渐衰减，直至破裂区完全形成。围岩变形趋于稳定要经历一个较长的时间过程是矿压显现的一大特点，因此破裂区厚度越大，巷道变形稳定期越长。虽然巷道开掘后要经过较长时间变形才能趋于稳定，但巷道的收敛变形大部分发生在开掘后较短的一段时间内。掘巷引起的巷道围岩变形趋于稳定后，变形速度维持在一个较低水平。
通过围岩形变规律和围岩稳定机理确定支护参数：锚杆规格、硐室跨度、硐室埋深和围岩坚固性。为支护提供可靠依据，达到预期支护效果，保障硐室长期稳定。
步骤300:根据分析结果和围岩物理力学参数确定超大断面硐室位置及大小；
经过步骤100进行的数据模拟计算，将超大断面硐室布置在深灰色细沙岩层中，此层位相对稳定，并将超大断面硐室的规格设置为长76m宽8m高8.8m。
步骤400:采用钻爆方式进行掘进；
混合使用光面爆破和直眼中空四角柱式掏槽爆破对破裂层进行有效爆破，
解决高应力及硬岩条件下的岩石高效破碎问题；在地应力测试的基础上，尤其是水平应力、构造应力大的特点，提出有针对性、适应性强、适应面广的高速度、高质量钻爆技术，通过混合使用钻爆技术，使其在掘进过程形成的围岩破裂区较小，可以有效减少硐室成形后形变稳定时间，也为支护的稳定提供了保障。
步骤500:根据支护参数针对硐室采用金属网、锚杆、锚索、喷砼的联合支护方式进行拱形超大断面支护；
其具体包括：沿硐室围岩的顶边及两侧帮铺设金属网，金属网采用直径为 6mm的钢筋电焊成网，金属网的网格大小设置为70mm×70mm；
沿硐室围岩的顶边及两侧帮等间排距的打入锚杆，锚杆采用直径为22mm长度为2200mm的左旋无纵筋，间距设为700mm，排距设为700mm；
锚杆固定后间排距的通过锚索进预紧，锚索由直径为22mm长度为7500mm 的低松弛高强度钢绞线制成，锚索的布置的间距为1500mm，排距为1400mm；
最后进行喷砼固化处理，喷砼厚度至少为150mm，喷砼强度为c20。
通过采用联合支护方式有效控制了巷道围岩变形；避免了巷道成巷后，由于矿压等因素影响，造成巷道二次支护，给企业减少了大量支护材料的投入，时间投入及人力的投入；确保硐室内设备在稳定的支护条件下有序的运行，为进一步推行高产高效矿井起到推动作用。
步骤600:对煤层进行开采，将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区。
将先开采区煤层作为后开采煤层的保护层进行开采；
将先开采区的保护层产生的煤矸进入硐室进行洗选；
将洗选产生的精煤及筛下物升井；
矸石回填至后先开采区的采空区。
解决了保护呈大量矸石单独运输造成的资源浪费，将矸石回填至采空区保持了矿井矿压的稳定，使得硐室承受的地应力为模拟试验确定的地应力并维持相对不变，使硐室及支护保持长期稳定。
本发明的深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法通过研究和分析围岩的变形破坏机理，确定了高应力巷道的合理控制技术。
通过一套联合支护技术，解决了大埋深高应力围岩巷道的支护问题。
解决了大埋深高应力围岩维护期间的支护与加固问题，保证了支护结构的稳定，增加了硐室的服务年限。
解决了深埋高应力围岩条件下的超大断面硐室长期稳定问题，也为相似工程条件下硐室和巷道支护提供较好的思路及途径。
以上实施例仅是对本发明的优选实施方式进行的描述，并非对本发明请求保护范围的限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域工程技术人员依据本发明的技术方案做出的各种形式的变形，均应落入本发明的权利要求书确定的保护范围内。
Claims (8)
1.一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，该方法包括：
分析煤岩体的地质条件，测定煤岩体的物理力学参数；
根据高应力条件下硐室围岩形变规律和硐室围岩稳定机理确定支护参数；
根据分析结果和围岩物理力学参数确定超大断面硐室位置及大小；
采用钻爆方式进行掘进；
根据支护参数针对硐室采用金属网、锚杆、锚索、喷砼的联合支护方式进行拱形超大断面支护；
对煤层进行开采，将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区。
2.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述分析硐室围岩地质条件，测定围岩物理力学参数包括：
采集煤岩体样本确定煤岩体每层的岩性及平均厚度；
煤岩体样本的物理力学参数包括抗压强度、抗拉强度、抗剪强度参数。
3.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述支护参数包括：
锚杆规格、硐室跨度、硐室埋深和围岩坚固性。
4.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述根据分析结果和围岩物理力学参数确定硐室位置及大小包括；
将超大断面硐室布置在深灰色细沙岩层中，并将超大断面硐室的规格设置为长76m宽8m高8.8m。
5.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述采用钻爆方式进行掘进包括：
混合使用光面爆破和直眼中空四角柱式掏槽爆破进行有效爆破。
6.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述联合支护方式具体包括：
沿硐室围岩的顶边及两侧帮铺设金属网；
沿硐室围岩的顶边及两侧帮等间排距的打入锚杆；
锚杆固定后间排距的通过锚索进预紧；
最后进行喷砼固化处理。
7.根据权利要求6所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述金属网采用直径为6mm的钢筋电焊成网，金属网的网格大小设置为70mm×70mm；所述锚杆采用直径为22mm长度为2200mm的左旋无纵筋，间距设为700mm，排距设为700mm；所述锚索由直径为22mm长度为7500mm的低松弛高强度钢绞线制成，锚索的布置的间距为1500mm，排距为1400mm；所述喷砼厚度至少为150mm，喷砼强度为c20。
8.根据权利要求1所述的一种深部超大断面密集硐室群围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述将后采区产生的矸石回填至先开采区的采空区包括：
将先开采区煤层作为后开采煤层的保护层进行开采；
将先开采区的保护层产生的煤矸进入硐室进行洗选；
将洗选产生的精煤及筛下物升井；
矸石回填至后先开采区的采空区。
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