孫志勇，張 鎮(zhèn)，吳志剛，雷 順

( 天地科技股份有限公司 開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013)

瓦斯抽采對(duì)煤體強(qiáng)度與錨固性能影響的現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試分析

孫志勇，張 鎮(zhèn)，吳志剛，雷 順

( 天地科技股份有限公司 開(kāi)采設(shè)計(jì)事業(yè)部，北京 100013)

以晉煤集團(tuán)寺河煤礦為工程背景，現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試瓦斯抽采前后煤體強(qiáng)度和錨固性能，分析瓦斯抽采對(duì)煤體力學(xué)性能和巷道支護(hù)效果的影響。采用觸探法原位測(cè)試圍巖強(qiáng)度，得到工作面瓦斯抽采前煤體強(qiáng)度平均值為24.89MPa，抽采后平均值為16.15MPa，強(qiáng)度降低35%；開(kāi)發(fā)研制煤體錨固性能測(cè)試裝置，能夠連續(xù)監(jiān)測(cè)錨桿錨固力、錨桿位移和護(hù)表構(gòu)件在煤壁的壓入量?，F(xiàn)場(chǎng)測(cè)試結(jié)果得出，瓦斯抽采前煤體錨固力平均為220kN，抽采后為124kN，為抽采前的56.4%。試驗(yàn)結(jié)果可為進(jìn)一步提高抽采煤體巷道支護(hù)設(shè)計(jì)的合理性提供依據(jù)。

瓦斯抽采；煤體強(qiáng)度；錨固性能；現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試

據(jù)統(tǒng)計(jì)，瓦斯突出事故多發(fā)生在巷道掘進(jìn)迎頭[1-3]，占總突出次數(shù)的70%。為預(yù)防掘進(jìn)工作面瓦斯災(zāi)害，常采取的措施是提前布置順層或穿層鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯[4]，降低瓦斯壓力和含量，確保抽采區(qū)域采掘前達(dá)到防突要求。

晉城寺河煤礦是國(guó)內(nèi)唯一的高瓦斯條件下開(kāi)采的千萬(wàn)噸級(jí)大型礦井，區(qū)域防突的技術(shù)手段主要有地面預(yù)抽和井下預(yù)抽2種，其中井下預(yù)抽包括千米鉆機(jī)大面積區(qū)域性抽采、掘進(jìn)過(guò)程中鉆場(chǎng)和橫川超前鉆孔抽采等措施，為采掘創(chuàng)造條件[5]。受高密度、多層次、長(zhǎng)時(shí)間瓦斯抽放的影響，煤體內(nèi)部原生裂隙發(fā)生擴(kuò)展，進(jìn)一步破壞圍巖的完整性和穩(wěn)定性。本文以寺河煤礦實(shí)際工程地質(zhì)條件為背景，現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試工作面瓦斯抽采前后煤體強(qiáng)度和錨固力，分析瓦斯抽采對(duì)這兩個(gè)參數(shù)的影響。

1 煤體強(qiáng)度原位測(cè)試

根據(jù)煤礦井下巷道特點(diǎn)，采用WQCZ-56型小孔徑井下巷道圍巖強(qiáng)度測(cè)定裝置[6]，測(cè)試裝置由測(cè)試探頭(54mm)、便攜式探針位移指示儀、安裝桿、高壓供油管路、高壓手動(dòng)泵組成，如圖1所示。測(cè)試原理如圖2所示，具體步驟為啟動(dòng)手動(dòng)泵，油壓通過(guò)液壓管傳入探頭內(nèi)腔，探頭內(nèi)的活塞在高壓油的驅(qū)動(dòng)下發(fā)生移動(dòng)，探針外伸直到與孔壁接觸，從探針位移指示儀上可讀出探針外伸量。隨著壓力的增加，孔壁煤體被壓壞時(shí)，探針位移指示儀指針突然跳動(dòng)，此時(shí)手動(dòng)泵壓力表記錄的最高壓力值即為該位置煤體的臨界強(qiáng)度，經(jīng)換算便可得煤體的單軸抗壓強(qiáng)度。每隔300～500mm取1個(gè)測(cè)試剖面，測(cè)定整個(gè)鉆孔長(zhǎng)度上煤體的抗壓強(qiáng)度。

圖1 WQCZ-56型圍巖強(qiáng)度測(cè)定裝置

圖2 圍巖強(qiáng)度測(cè)定原理示意

1.1 抽采前煤體強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果

在5309工作面處于準(zhǔn)備階段時(shí)，在新掘巷道迎頭布置4組測(cè)站，對(duì)5309工作面?zhèn)让簬?0m范圍內(nèi)的煤體進(jìn)行強(qiáng)度測(cè)試，鉆孔深度為10m，鉆孔直徑56mm，測(cè)試結(jié)果如圖3所示。

4組測(cè)站煤體強(qiáng)度的平均值分別為22.11，25.83，27.31，24.32MPa，得出工作面瓦斯抽采前煤體強(qiáng)度平均值為24.89MPa。

1.2 抽采后煤體強(qiáng)度測(cè)試結(jié)果

在5303工作面回采過(guò)程中，在巷道巷幫布置4組測(cè)站測(cè)試瓦斯抽采后的煤體強(qiáng)度，鉆孔深度為10m，鉆孔直徑56mm，測(cè)試結(jié)果如圖4所示。

4組測(cè)站煤體強(qiáng)度的平均值分別為17.88，16.93，14.48，15.32MPa，得出工作面瓦斯抽采后煤體強(qiáng)度平均值為16.15MPa。

2 煤體錨固性能測(cè)試

目前拉拔試驗(yàn)裝置只能測(cè)出錨桿、錨固劑、煤體三者之間出現(xiàn)相對(duì)滑動(dòng)或者桿體破壞時(shí)的單個(gè)拉拔力數(shù)據(jù)，不能得到護(hù)表構(gòu)件在煤壁的壓入量、錨桿相對(duì)滑移量及拉拔力與兩個(gè)位移量之間的對(duì)應(yīng)關(guān)系[7-8]。針對(duì)上述問(wèn)題，開(kāi)發(fā)研制煤體錨固性能測(cè)試裝置，能夠連續(xù)監(jiān)測(cè)錨桿錨固力、錨桿位移和護(hù)表構(gòu)件在煤壁的壓入量。

基于位移傳感器開(kāi)發(fā)的煤體錨固性能測(cè)試裝置，由液壓千斤頂、拉拔桿、位移傳感器、傳感器接收儀和手動(dòng)液壓泵組成。測(cè)試原理為：選取需要測(cè)定的錨桿，安裝拉拔桿；安裝液壓千斤頂，將其安裝在拉拔桿上；選擇合適的位置將測(cè)桿固定，將位移計(jì)安裝到測(cè)桿上，確保測(cè)桿穩(wěn)定；連接液壓千斤頂管路，檢查各個(gè)接口是否可靠，盡量避免管路發(fā)生彎折；將傳感器接收儀與位移傳感器、壓力傳感器連接，打開(kāi)傳感器接收儀開(kāi)關(guān)，手動(dòng)均勻施加壓力，觀測(cè)接收儀數(shù)據(jù)、位移傳感器以及錨桿情況。

圖4 工作面瓦斯抽采后煤體強(qiáng)度

2.1 瓦斯抽采前錨固性能測(cè)試

在53044巷新掘迎頭附近布置4組測(cè)點(diǎn)，測(cè)試對(duì)象均為巷幫錨桿，錨桿桿體為500號(hào)鋼材，直徑22mm，長(zhǎng)度2m，2支錨固劑加長(zhǎng)錨固，錨固長(zhǎng)度1.2m。圖5為現(xiàn)場(chǎng)拉拔試驗(yàn)得到的錨桿拉拔力/位移-時(shí)間曲線。

第1測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分為3個(gè)階段：階段一為0～54s，錨桿拉拔力逐漸增大至40kN并穩(wěn)定，托板在煤壁的壓入量達(dá)到11.5mm，錨桿外移量基本為0；階段二為54～100s，拉拔力快速增大至峰值205.8kN，托板在煤壁的壓入量緩慢增大至峰值19.35mm；階段三為100s至結(jié)束，錨桿外移量快速增大，最大達(dá)到25.9mm，拉拔力穩(wěn)定一段時(shí)間后略有下降。

圖5 瓦斯抽采前錨桿拉拔力/位移-時(shí)間曲線

第2測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～100s，錨桿拉拔力逐漸增大至峰值239.2kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到32.1mm，錨桿外移量達(dá)到26.2mm；階段二為100s至結(jié)束，拉拔力峰值過(guò)后持續(xù)穩(wěn)定，托板在煤壁的壓入量達(dá)到35.2mm后不再增大，錨桿外移量直線增大。

第3測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～150s，錨桿拉拔力逐漸增大至212 kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到37.8mm，錨桿外移量達(dá)到33.3mm；階段二為150s至結(jié)束，錨桿拉拔力略有增大，托板在煤壁的壓入量和錨桿外移量同步增大。

第4測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～70s，錨桿拉拔力逐漸增大至224.32kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到4.84mm，錨桿外移量達(dá)到5.38mm；階段二為70s至拉拔結(jié)束，錨桿拉拔力持續(xù)穩(wěn)定并略有增大，托板在煤壁的壓入量緩慢增加至13.1mm，錨桿外移量快速增加至57.5mm。

2.2 瓦斯抽采后錨固性能測(cè)試

在53031巷主撤通道附近煤幫中布置4個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)，測(cè)試對(duì)象均為巷幫錨桿，錨桿參數(shù)與2.1相同。圖6為現(xiàn)場(chǎng)拉拔試驗(yàn)得到錨桿拉拔力/位移-時(shí)間曲線。

圖6 瓦斯抽采后錨桿拉拔力/位移-時(shí)間曲線

第1測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分為2個(gè)階段：階段一為0～290s，錨桿拉拔力逐漸增大至峰值147.44kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到7mm，錨桿外移量達(dá)到6.71mm；第二階段為290s至結(jié)束，錨桿拉拔力峰值過(guò)后出現(xiàn)下降，托板在煤壁的壓入量達(dá)到12.47mm，錨桿外移量達(dá)到8.38mm。

第2測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～195s，錨桿拉拔力逐漸增大至152.6kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到45mm，錨桿外移量達(dá)到25.2mm；階段二為195s至結(jié)束，錨桿拉拔力先急劇下降后升高，再下降后急劇增大，這個(gè)過(guò)程當(dāng)中，托板在煤壁的壓入量變化不明顯，錨桿外移量繼續(xù)增大至43.5mm。

第3測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～48s，錨桿拉拔力逐漸增大峰值至98kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到2.5mm，錨桿外移量達(dá)到2mm；階段二為48s至結(jié)束，錨桿拉拔力逐漸下降，這個(gè)過(guò)程當(dāng)中，托板在煤壁的壓入量持續(xù)增大至20.8mm，錨桿外移量持續(xù)增大至43.6mm。

第4測(cè)點(diǎn)拉拔曲線可分成2個(gè)階段：階段一為0～112s，錨桿拉拔力逐漸增大峰值至98.2kN，托板在煤壁的壓入量達(dá)到22.7mm，錨桿外移量達(dá)到10.45mm；階段二為112s至拉拔結(jié)束，錨桿拉拔力出現(xiàn)波動(dòng)，這個(gè)過(guò)程當(dāng)中，托板在煤壁的壓入量變化不明顯，錨桿外移量持續(xù)增大至49.9mm。

3 主要結(jié)論

(1)工作面瓦斯抽采前煤體強(qiáng)度平均值為24.89MPa，抽采后煤體強(qiáng)度大部分集中在10～20MPa，平均值為16.15MPa，強(qiáng)度降低35%。瓦斯抽采導(dǎo)致煤體強(qiáng)度降低的原因是抽采負(fù)壓解析大量的煤層瓦斯，原生節(jié)理裂隙在瓦斯?jié)B流過(guò)程中繼續(xù)擴(kuò)展，煤體完整性遭到破壞。

(2)現(xiàn)場(chǎng)錨桿拉拔試驗(yàn)得出，瓦斯抽采前錨桿能夠較快承載，拉拔時(shí)間50～100s能達(dá)到峰值，錨固力平均為220kN，接近500號(hào)錨桿的屈服載荷；瓦斯抽采后錨桿前期受煤壁內(nèi)移影響承載較慢，后期主要表現(xiàn)為錨桿外移，錨固力平均為124kN，為抽采前的56.4%。

(3)瓦斯抽采影響煤體強(qiáng)度和錨固性能，針對(duì)高瓦斯抽采損傷的煤體巷道尤其是動(dòng)壓留巷，第一方面可通過(guò)淺層注漿，充填抽采產(chǎn)生的裂隙，重塑煤體完整性，提高錨桿、錨固劑、圍巖體三者之間錨固性能；第二方面可通過(guò)增大錨桿錨索的預(yù)緊力，實(shí)現(xiàn)預(yù)應(yīng)力向深部傳遞；第三方面增大護(hù)表構(gòu)件的尺寸和剛度，提高護(hù)表能力，防止抽采煤體發(fā)生局部破壞。

(4)開(kāi)發(fā)研制出的煤體錨固性能測(cè)試裝置，能夠連續(xù)監(jiān)測(cè)錨桿錨固力、錨桿位移和護(hù)表構(gòu)件在煤壁的壓入量，得到的錨桿拉拔力/位移-時(shí)間的變化曲線大致可分為2個(gè)階段：拉拔力升高階段和峰后波動(dòng)階段。在進(jìn)行錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)，可根據(jù)拉拔曲線選擇錨桿預(yù)緊力和護(hù)表構(gòu)件尺寸，為進(jìn)一步提高支護(hù)設(shè)計(jì)的合理性提供依據(jù)。

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[責(zé)任編輯：林健]

FieldTestAnalysisofGasDrainagetoCoalStrengthandAnchorCharacter

SUN Zhi-yong，ZHANG Zhen，WU Zhi-gang,LEI Shun

(Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

It taking Sihe coal mine of Jin coal group as project background，coal strength and anchor character were test before and after gas anchorage in field，influence of gas drainage to coal mechanical property and roadway supporting results was analyzed.Surrounding rock strength was test by in-situ penetration measurement method，an average of coal strength before gas drainage of working face was 24.89MPa，but 16.15MPa after gas drainage，the strength decreased about 35%，then coal anchor performance equipment was developed,and anchoring fore，anchor displacement and indentation amount in coal wall of surface protect components could be monitored constantly.The field test showed that an average anchoring force of coal was 220kN before gas drainage，124kN after gas drainage，it was about 56.4% to before gas drainage.The test results could referenced for improved on coal roadway supporting design with gas drainage.

gas drainage；coal strength；anchor character；field test

TD712

A

1006-6225(2017)05-0045-04

2017-06-06

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.05.011

國(guó)家自然科學(xué)基金煤炭聯(lián)合基金重點(diǎn)項(xiàng)目(U1261211)；國(guó)家自然科學(xué)基金青年基金項(xiàng)目(51304119)

孫志勇(1985-)，男，山東諸城人，助理研究員，主要從事巖石力學(xué)與巷道支護(hù)技術(shù)的研究工作。

孫志勇，張 鎮(zhèn)，吳志剛，等.瓦斯抽采對(duì)煤體強(qiáng)度與錨固性能影響的現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試分析[J].煤礦開(kāi)采，2017，22(5)：45-48，35.