CN113622913A - 一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，具体包括开采前提出基于超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法，确定隧道分段动态锚注预加固方案，布置隧道监测控制网；开采过程中借助隧道监测控制网，对隧道整体结构下沉和周边收敛量进行监测；开采后分析监测数据，评价隧道稳定性及安全性，提出工作面回采后隧道衬砌结构和围岩加固修复方案；本发明基于水压致裂切顶+协调无煤柱开采+分段动态锚注+采后加固修复的井上下一体化变形分级控制技术，能够确保地表隧道适应煤层开采后的变形，实现合理开采煤炭资源和确保隧道安全运营的目标，具有良好的推广前景。
Description
技术领域
本发明涉及煤炭开采技术领域，尤其是一种全垮落法开采下井上下一体化地表隧道变形分级控制的三下采煤方法。
背景技术
由于社会经济发展对能源的刚性需求和煤炭资源的不可再生性，实施煤炭资源集约化开采对实现社会的可持续发展具有重要意义。煤炭开采导致上方地层移动变形，影响地表公路及上方建筑物的正常使用。隧道作为土木工程的重要部分，既是道路构筑物又是地下工程，对岩层移动变形比较敏感，下方煤层的开采必将引起一系列的隧道工程问题，如隧道衬砌结构变形、路面下沉等，影响隧道的安全运行。在隧道下采煤通常是借助减沉开采措施来控制变形，以牺牲压煤开采量为代价使隧道移动变形在限定范围内。因此迫切需要研究全垮落法开采下隧道变形规律与控制研究，在保障高的采出率和高效开采隧道下方煤层的同时，保证隧道安全运行。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对上述现有技术的不足，而提供一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，该全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法解决了隧道下压煤开采效率低、成本高、煤炭采出率低的问题，在保证隧道安全运行的情况下，得到最大的压煤开采量。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：
一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，包括以下步骤：
步骤1、开采前提出基于超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法，确定隧道分段动态锚注预加固方案，布置隧道监测控制网，具体步骤如下；
步骤11、收集工作面上覆岩层地质状况，所述工作面上覆岩层地质状况包括岩层埋深、厚度、岩性以及各岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重；
步骤12、探测分析得到隧道工程状况：隧道工程状况包括隧道围岩的松散程度、衬砌结构的裂隙分布情况；
步骤13、根据工作面上覆岩层地质状况和隧道工程状况，构建反映隧道-工作面空间关系的UDEC数值模型；
步骤14、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩变形演化规律，根据所述隧道围岩变形演化规律提出超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采控制地表均匀沉降的方法，确定水压切顶方案和煤柱宽度；
步骤15、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩裂隙扩展特征，同时结合隧道工程状况，确定隧道分段动态锚注预加固方案；
步骤16、布置隧道监测控制网：通过布设隧道表面位移监测点、地表沉降监测点、隧道围岩内部位移监测点，形成水平位移监测、沉降监测、隧道围岩内部位移监测控制网；
步骤2、开采过程中借助隧道监测控制网，对隧道整体结构下沉和周边收敛量进行监测；
步骤3、开采后分析监测数据，评价隧道稳定性及安全性，提出工作面回采后隧道衬砌结构和围岩加固修复方案。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤11的收集工作面上覆岩层地质状况的具体方法如下：通过在工作面的上方地表施工地面钻孔，绘制岩层综合柱状图，确定岩层埋深、厚度、岩性；对钻孔取芯试样进行物理力学性能测试，获得工作面上方各个岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤12的探测隧道工程状况的具体方法如下：在隧道的边墙和拱腰分别布设测线，采用时间触发模式，根据电磁波传播特性、探测深度、现场地质条件及探测精度要求，选用地质雷达进行隧道围岩松散程度和衬砌结构裂隙探测。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤14的隧道围岩变形演化规律包括：水压切顶卸压对岩层移动特征和工作面推进方向隧道围岩变形的影响规律；煤柱宽度对隧道轴向变形的影响规律，在此基础上提出定向水压切顶和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤14的水压切顶方案包括：切顶高度、切顶范围、钻孔布置形式和压裂技术参数；
所述切顶高度、切顶范围确定方法如下：分析不同切顶高度、切顶范围下开采引起的覆岩破坏特征以及工作面推进方向隧道底板位移场演化规律，综合考虑隧道沉降特征和施工难度，确定合理的切顶高度和范围；
所述钻孔布置形式包括钻孔的角度、长度、间距；
所述钻孔的角度、长度根据切顶高度、工作面-隧道空间关系确定，切顶高度为压裂钻孔垂直投影的长度，压裂钻孔的水平投影与隧道在工作面上水平投影的轨迹一致；
所述钻孔的间距不超过两倍的水压致裂半径，通过现场预试验并结合监测手段确定水压致裂半径；
所述压裂技术参数包括泵站压力Pe和致裂时间；
所述泵站压力Pe的计算式为：Pe＞kbp1，式中：p1为顶板岩层理论起裂压力；kb为泵压工作系数；
所述顶板岩层理论起裂压力p1的计算式为：p1＝min{(3-λ)q0+Rt，(3λ-1)q0+Rt}，式中：λ为侧向应力系数；q0为铅垂应力；Rt为岩石抗拉强度；所述致裂时间根据泵站压力确定，即泵站压力表读数小于5MP或顶板锚杆索出现明显漏水情况时停止压裂。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤14中的煤柱宽度确定方法如下：利用UDEC数值模型，分析不同煤柱宽度情况下煤炭开采引起的隧道围岩轴向变形规律，通过对比地表下沉趋势、水平变形值，确定工作面区段煤柱宽度。
作为本发明的进一步的优选方案，所述步骤15中的隧道分段动态锚注预加固方案包括锚杆或锚索补强支护方案和隧道围岩注浆加固方案，根据探测分析的隧道工程状况以及数值模拟预计的隧道围岩裂隙扩展特征来确定；
所述锚杆或锚索补强支护方案具体为：硬岩段隧道衬砌结构在附加力和不均匀沉降作用下发生变形，软岩段衬砌结构的变形主要受不均匀沉降影响，因此结合隧道围岩岩性分布情况，设计分段式锚杆或锚索补强支护方案，满足隧道不同区域的支护要求；
所述隧道围岩注浆加固方案具体为：工作面回采前对隧道帮部进行预注浆加固，工作面推过隧道下方后，采取循环注浆方式对采动影响段隧道底部进行结构式离层注浆加固，直至隧道下沉趋于稳定后结束注浆；隧道下部所有工作面回采导致的地表下沉趋于稳定后，对隧道进行采后注浆加固，即在原注浆孔位置重新施工钻孔，对隧道帮部和底板进行注浆加固，提高破碎围岩承载能力。
作为本发明的进一步的优选方案，在所述步骤3中，开采后的隧道衬砌结构与围岩加固修复方案具体包括：在隧道衬砌破坏脱落程度大、承载厚度小的区域，采用螺纹钢植筋、钢筋网加固和纤维混凝土喷浆组合修复的方法，在破坏程度小的裂缝、松动区域，使用短锚杆锚固、挂钢筋网和纤维混凝土喷浆方法修复隧道衬砌结构，确保隧道结构的稳定性
本发明具有如下有益效果：
为了保证开采过程中地表隧道的稳定，采用现场调查与分析、理论计算、数值模拟和现场工程试验等综合研究方法，探测分析隧道工程状况，研究煤层开采引起的隧道变形演化机制，制定隧道衬砌结构变形监测方案，提出基于水压致裂切顶+协调无煤柱开采+分段动态锚注+采后加固修复的井上下一体化变形分级控制技术，丰富了三下开采技术体系，能够确保地表隧道适应煤层开采后的变形，实现合理开采煤炭资源和确保隧道安全运营的目标，为矿区地表隧道保护、隧道下压煤资源高效回收和地表沉陷控制提供了一条新途径，具有良好的推广前景。
附图说明
图1为一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法流程图；
图2为隧道-工作面井上下对照图；
图3为隧道地质断面图；
图4为开采扰动下不同煤柱宽度对应的隧道底部沉陷规律；
图5为开采扰动下不同切顶高度对应的隧道底部沉陷规律；
图6a为未切顶时工作面推进方向地表水平变形曲线；图6b为切顶时工作面推进方向地表水平变形曲线；
图7为水压致裂钻孔布置图；
图8为水压致裂流程图。
其中有：1.封孔器；2.注水软管；3.手动封孔泵；4.钢管；5.高压水管；6.高压水泵；7.致裂段；8.高压胶管间泄压阀；9.手动封孔泵泄压阀；10.高压水泵压力表。
具体实施方式
下面结合附图和具体较佳实施方式对本发明作进一步详细的说明。
本发明的描述中，需要理解的是，术语“左侧”、“右侧”、“上部”、“下部”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，“第一”、“第二”等并不表示零部件的重要程度，因此不能理解为对本发明的限制。本实施例中采用的具体尺寸只是为了举例说明技术方案，并不限制本发明的保护范围。
本发明提供的一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，以下举例说明本发明的实施过程，但不仅只局限于本实施例中所实施的工程背景，本工程背景不能理解为对本发明的限制，不能限制本发明的保护范围。
实施工程背景如下：某矿生产能力为120万吨/年，现采15#煤层，平均埋深为490m左右，煤厚平均为3.38m，正在回采的150103工作面和即将顺序布置的三个工作面(150105、150107和150109)位于隧道下方，其回采将会对地表隧道及其结构造成严重的破坏。隧道全长560m，属于中隧道，为单洞断面，净宽9.0m(0.75+0.25+3.5×2+0.25+0.75)，限高5m，两侧设检修道，内轮廓采用三心圆。
如图1所示，一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，包括以下步骤：
步骤1、开采前提出基于超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法，确定隧道分段动态锚注预加固方案，布置隧道监测控制网，具体步骤如下；
步骤11、收集工作面上覆岩层地质状况，工作面上覆岩层地质状况包括岩层埋深、厚度、岩性以及各岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重。
通过在工作面的上方地表施工地面钻孔，绘制岩层综合柱状图，确定岩层埋深、厚度、岩性；对钻孔取芯试样进行物理力学性能测试，获得工作面的上方各个岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重。
步骤12、探测分析得到隧道工程状况：隧道工程状况包括隧道围岩的松散程度、衬砌结构的裂隙分布情况：
在隧道的边墙和拱腰分别布设测线，采用时间触发模式，根据电磁波传播特性、探测深度、现场地质条件及探测精度要求，选用地质雷达进行隧道围岩松散程度和衬砌结构裂隙探测。
在本实施例中，矿井地表建设有杨家岭隧道，正在回采的150103工作面和即将顺序布置的三个工作面的开采将会对杨家岭隧道及其结构造成变形破坏，如图2所示，矿井现采15#煤层，采煤工艺为综采，瓦斯等级为高瓦斯，水文类型为中等，煤层自燃倾向性为不易自燃，均埋深为490m左右，煤厚平均为3.38m，顶板主要岩层物理力学性质见下表：
在隧道范围内共布置4条测线，在两侧的边墙个各布置1条测线，两侧边墙测线距电缆沟上方约1.2m，在拱腰处布设2条测线，拱腰处的测线在灯带上方0.5m处。由于隧道初次衬砌表面相对较为平整，本次探测采用时间触发模式，根据电磁波传播特性、探测深度、现场地质条件及探测精度要求，选用美国SIR-3000主机与波动频率为400MHz、900MHz的屏蔽天线进行缺陷探测。
隧道地表最低海拔高程939.2m，最高海拔高程1023.5m，相对高差84.3m，隧道围岩由泥岩、砂岩和粉质黏土等构成，如图3所示。经过隧道工程现场检测发现，整体衬砌厚度、钢筋配置与钢拱架密度基本符合要求，但混凝土衬砌与围岩之间局部存在接触不良和孔隙，两侧洞口围岩较破碎，说明隧道整体强度较高，稳定性较好，煤层开采将加剧隧道围岩和衬砌变形，为保证隧道基本稳定，需对围岩进行预加固处理。
步骤13、根据工作面上覆岩层地质状况和隧道工程状况，构建反映隧道-工作面空间关系的UDEC数值模型。
步骤14、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩变形演化规律，根据所述隧道围岩变形演化规律提出超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采控制地表均匀沉降的方法，确定水压切顶方案和煤柱宽度；
协调无煤柱开采：利用UDEC数值模型预计宽区段煤柱和窄区段煤柱采动引起的隧道底部移动特征，对比发现窄煤柱时地表下沉趋势更平缓，水平变形值均匀变化，有利于隧道衬砌结构的稳定，确定工作面区段煤柱为窄煤柱。
确定窄煤柱宽度：利用UDEC数值模型，利用弹塑性力学及Trigon模型，在基于裂隙发育影响煤柱稳定性前提下，研究煤柱内裂隙发育特征及贯穿程度，反演了煤柱稳定性及其承载特性，确定工作面区段煤柱宽度。
本次实例中，基于工程地质条件，借助UDEC数值模型分析留设宽煤柱(20m)或窄煤柱(5m)时地表的开采沉陷情况，如图4所示，发现留宽煤柱时，隧道底部最大下沉值约为2.4m，下沉曲线呈现波浪状，煤柱上方水平变形值不均匀变化；留窄煤柱时隧道底部最大下沉值略有增大为2.5m，工作面上方水平变形值均匀变化，建议后续工作面的布置采用窄煤柱。利用弹塑性力学及Trigon模型，在基于裂隙发育影响煤柱稳定性前提下，研究煤柱内裂隙发育特征及贯穿程度，反演了煤柱稳定性及其承载特性，发现在掘进和回采期间6m煤柱整体呈塑性承载状态，具有承载能力，最终确定150105回风顺槽的护巷煤柱宽度为6m。
水压致裂切顶方案包括：切顶高度、切顶范围、钻孔布置形式和压裂技术参数。
水压致裂切顶为从控制地表均匀沉降角度出发，借助UDEC数值模型，分析不同切顶高度、切顶范围下开采引起的覆岩破坏特征以及工作面推进方向隧道底板位移场演化规律，综合考虑隧道沉降特征和施工难度，确定合理的切顶高度和范围，设计超深孔穿层水压致裂坚硬岩层方案参数，进行定向水压切顶施工。
超深孔穿层水压致裂坚硬岩层方案包括钻孔布置形式和压裂技术参数；其中，钻孔布置形式包括钻孔的角度、长度、间距，压裂技术参数包括泵站压力和致裂时间。
钻孔的角度、长度根据切顶高度、工作面与隧道空间关系确定，其中，压裂钻孔垂直投影的长度等于切顶高度，压裂钻孔的水平投影与隧道在工作面上水平投影的轨迹一致；钻孔的间距不超过两倍的水压致裂半径，通过现场预试验并结合现场监测手段确定水压致裂半径。
泵站压力的计算式为：
Pe＞kbp1，
式中：p1为顶板岩层理论起裂压力；kb为泵压工作系数。
顶板岩层理论起裂压力p1的计算式为：
p1＝min{(3-λ)q0+Rt，(3λ-1)q0+Rt}，
式中：λ为侧向应力系数；q0为铅垂应力；Rt为岩石抗拉强度，。
致裂时间根据泵站压力或者现场情况确定，即泵站压力表读数小于5MPa或者顶板锚杆索出现明显漏水情况时停止压裂。
定向水压切顶施工包括以下步骤：
步骤a、钻孔施工：按照设计参数利用地质钻机，采用常压水进行定向长钻孔施工，通过随钻测量***，获取钻孔实时轨迹信息，确保精准控制钻孔方位角，待钻进预定长度后，停止钻进。
步骤b、封孔***连接：连接两支封孔器以及封孔器与注水软管，注水软管另一端连接手动封孔泵，连接完毕后加压检查密封情况。
步骤c、压裂***连接：首先缓慢将封孔器送入孔内，在推送封孔器过程中，每两节钢管为一组，每次推入两根钢管的长度，直至封孔器到达指定位置为止；事先放置好耐高压水管，耐高压水管的一端连接高压水泵，耐高压水管的另一端连接钢管，形成压裂***。
步骤d、封孔和压裂：利用手动泵为封孔器加压使胶筒膨胀，暂时封闭钻孔中被压裂钻孔段的前后部位；在水泵旁通过输出不同泵压控制管内水压力，缓慢提高水泵压力，高压水作用于密闭空间使孔壁开裂，形成贯穿裂缝，弱化岩层整体强度，当泵站压力明显下降、巷道顶板出水量明显增加时，缓慢关闭水泵停止压裂；先后打开高压胶管间泄压阀以及封孔器泄压阀实现钻孔内泄压和封孔器泄压；采用后退式分段压裂施工工艺，利用钻机退出一定长度的钻杆将封孔器放置在下一个致裂点，进行该钻孔的第二次压裂施工，按照以上步骤依次完成钻孔内所有压裂点施工。
步骤e、依次进行剩余钻孔的钻进和压裂，完成超深孔穿层水压致裂坚硬岩层的施工，确保开采扰动下隧道的均匀下沉。
本次实例中，通过UDEC数值模型分析不同切顶高度下150103工作面开采后煤层顶板的裂隙发育高度、覆岩破坏特征以及隧道位移场演化规律，如图5所示；通过分析切顶范围对工作面推进方向隧道围岩水平变形的影响，发现在距离隧道南侧50m至隧道北侧5m范围内水压切顶，隧道所受拉伸变形值均减小，如图6a至图6b所示。
根据切顶高度、切顶范围以及工作面与隧道空间关系确定150103工作面水压切顶钻孔布置形式，如图7所示：
运输顺槽致裂孔布置参数：
Y1#、Y3#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角55°、倾角76°沿着隧道轴向施工钻孔，钻孔深度设计为63m，其中Y1#孔距离隧道北侧5m，Y3#孔距离隧道南侧5m。
Y2#、Y4#孔：在距离采煤帮0m处的巷道顶角，以仰角37°、倾角76°沿着隧道轴向施工钻孔，钻孔深度设计为108m，其中Y2#孔距离隧道北侧5m，Y4#孔距离隧道南侧5m。
Y5#、Y8#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角76°、倾角30°向工作面开切眼方向施工钻孔，钻孔深度设计为46m，其中Y5#孔距离隧道南侧6m，Y8#孔距离隧道南侧26m。
Y6#、Y9#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角66°、垂直于工作面推进方向施工钻孔，钻孔深度设计为52m，其中Y6#孔距离隧道南侧25m，Y9#孔距离隧道南侧45m。
Y7#、Y10#孔：在距离采煤帮0m处的巷道顶角，以仰角48°、垂直于工作面推进方向施工钻孔，钻孔深度设计为74m，其中Y7#孔距离隧道南侧25m，Y10#孔距离隧道南侧45m。
回风顺槽致裂孔布置参数：
H1#、H3#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角54°、倾角83°沿着公路轴向施工钻孔，钻孔深度设计为45m，其中H1#孔距离公路北侧5m，H3#孔距离公路南侧5m。
H2#、H4#孔：在距离采煤帮0m处的巷道顶角，以仰角32°、倾角83°沿着公路轴向施工钻孔，钻孔深度设计为56m，其中H2#孔距离公路北侧5m，H4#孔距离公路南侧5m。
H5#、H8#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角76°、倾角30°向工作面开切眼方向施工钻孔，钻孔深度设计为42m，其中H5#孔距离公路南侧6m，H8#孔距离公路南侧26m。
H6#、H9#孔：在距离采煤帮2m处的巷道顶板，以仰角61°、垂直于工作面推进方向施工钻孔，钻孔深度设计为43m，其中H6#孔距离公路南侧25m，H9#孔距离公路南侧45m。
H7#、H10#孔：在距离采煤帮0m处的巷道顶角，以仰角31°、垂直于工作面推进方向施工钻孔，钻孔深度设计为56m，其中H7#孔距离隧道南侧25m，H10#孔距离隧道南侧45m。
水压切顶施工流程，如图8所示：按照上述方法设置地质钻机钻孔时钻孔角度、长度、间距参数，进行定向长钻孔施工，通过随钻测量***精准控制钻孔方位角，待钻进预定长度后停止钻进；连接两支封孔器1以及封孔器1与注水软管2，注水软管2另一端连接手动封孔泵3，连接完毕后加压检查密封情况；首先缓慢将封孔器1送入孔内，在推送封孔器1过程中，每两节钢管4为一组，每次推入两根钢管4的长度，直至封孔器1到达致裂段7为止；事先放置好高压水管5，高压水管5的一端连接高压水泵6，高压水管5的另一端连接钢管4，形成压裂***；利用手动泵3为封孔器1加压使胶筒膨胀，暂时封闭钻孔中致裂段7的前后部位；在水泵6旁通过输出不同泵压控制管内水压力，缓慢提高水泵6压力，高压水作用于致裂段7的密闭空间使孔壁开裂，形成贯穿裂缝，弱化岩层整体强度，当高压水泵压力表10压力明显下降、巷道顶板出水量明显增加时，缓慢关闭水泵6停止压裂；依次打开高压胶管间泄压阀8和手动封孔泵泄压阀9实现钻孔内泄压和封孔器1泄压；采用后退式分段压裂施工工艺，利用钻机退出一定长度的钻杆将封孔器1放置在下一个致裂点，进行该钻孔的第二次压裂施工，按照以上步骤依次完成钻孔内所有压裂点施工；依次进行剩余钻孔的钻进和压裂。
步骤15、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩裂隙扩展特征，同时结合隧道工程状况，确定隧道分段动态锚注预加固方案；
隧道分段动态锚注预加固方案包括锚杆或锚索补强支护方案、隧道围岩注浆加固方案，隧道分段动态锚注预加固方案根据探测分析的隧道工程状况、并利用UDEC数值模型模拟预计的隧道围岩裂隙扩展特征来确定。
锚杆或锚索补强支护方案具体为：根据隧道围岩岩性，提出分段式锚杆或锚索补强支护方案，即硬岩段隧道衬砌结构在附加力和不均匀沉降作用下发生变形，而软岩强度远低于衬砌结构，在较大水平变形的影响下，作用在软岩段衬砌表面的垂直均布载荷不会产生较大影响，软岩段衬砌结构的变形主要受不均匀沉降影响，因此结合隧道围岩岩性分布情况，设计两种加强支护方案，满足隧道不同区域的支护要求。
在本实施例中，锚杆(锚索)补强支护方案包括以下2种方案：
方案1：围岩为泥岩和砂岩的隧道区域的衬砌结构在附加力作用下会发生变形，采取注浆加固+长锚杆+锚索+金属网的预加固技术，使隧道围岩和衬砌结构形成整体，提高承载能力；
方案2：在较大水平变形的影响下，作用在黏土段衬砌表面的垂直均布载荷不会产生较大影响，但是在不均匀沉降的作用下，衬砌会产生变形，采取注浆加固+短锚杆+金属网的预加固措施。
隧道围岩注浆加固方案具体为：结合工作面-隧道的时空关系，为了防止煤层开采后隧道发生较大变形，提高隧道整体稳定性，工作面回采前对隧道帮部进行预注浆加固，隧道工作面推过隧道下方后，采取循环注浆方式对采动影响段隧道底部进行结构式离层注浆加固，直至隧道下沉趋于稳定后结束注浆；隧道下部所有工作面回采导致的地表下沉趋于稳定后，对隧道进行采后注浆加固，即在原注浆孔位置重新施工钻孔，对隧道帮部和底板进行注浆加固，提高破碎围岩承载能力。
在本实施例中，隧道围岩注浆加固方案具体为：工作面回采前，对隧道帮部进行预注浆加固，直径为42mm，排距为4m，垂直于隧道表面施工，每排2个钻孔；工作面推过隧道后，对上方隧道底部进行采后注浆加固，每排布置4个孔，其中1号和4号孔与隧道底部夹角45°朝向帮部施工，距隧道中线2.75m，深度为6m，2号和3号孔垂直于隧道底部施工，距隧道中线1.5m，深度为3m，注浆孔排距为9m，采取循环注浆方式；地表下沉趋于稳定后，在原注浆孔位置重新施工钻孔，对隧道进行采后注浆加固。
步骤16、：布置隧道监测控制网：通过布设隧道表面位移监测点、地表沉降监测点、隧道围岩内部位移监测点，形成水平位移监测、沉降监测、隧道围岩内部位移监测控制网。
步骤2、开采过程中借助隧道监测控制网，对隧道整体结构下沉和周边收敛量进行监测。了解开采扰动下隧道的变形规律。
步骤3、开采后，通过分析监测所得到的隧道衬砌结构与围岩变形情况数据，对隧道衬砌结构和围岩进行稳定性和安全性评价，设计开采后的隧道衬砌结构与围岩加固修复方案，确保隧道的稳定；
在本实施例中，隧道整体沉降可分为急剧变形期、缓和变形期和稳定变形期；隧道横断面两帮收敛量呈现出先增大后减小至稳定值的规律，部分顶底板断面呈现拉伸趋势，张拉值先增大后趋于稳定。隧道混凝土衬砌破坏脱落程度较大的区域采用螺纹钢植筋、钢筋网加固和纤维混凝土喷浆组合修复方案；在破坏程度较小的裂缝、松动区域使用短锚杆锚固、挂钢筋网和纤维混凝土喷浆方案修复。
本方法应用于地表隧道压煤开采，能够保证开采扰动下地表隧道的稳定，提高煤炭回采率，实现高效开采，具有良好的推广前景。
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种等同变换，这些等同变换均属于本发明的保护范围。
Claims (8)
1.一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：包括以下步骤：
步骤1、开采前提出基于超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法，确定隧道分段动态锚注预加固方案，布置隧道监测控制网，具体步骤如下；
步骤11、收集工作面上覆岩层地质状况：工作面上覆岩层地质状况包括岩层埋深、厚度、岩性以及各岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重；
步骤12、探测分析得到隧道工程状况：隧道工程状况包括隧道围岩的松散程度、衬砌结构的裂隙分布情况；
步骤13、根据工作面上覆岩层地质状况和隧道工程状况，构建反映隧道-工作面空间关系的UDEC数值模型；
步骤14、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩变形演化规律，根据所述隧道围岩变形演化规律提出超深孔穿层水压致裂坚硬岩层和协调无煤柱开采控制地表均匀沉降的方法，确定水压切顶方案和煤柱宽度；
步骤15、根据UDEC数值模型，分析开采过程中隧道围岩裂隙扩展特征，同时结合隧道工程状况，确定隧道分段动态锚注预加固方案；
步骤16、布置隧道监测控制网：通过布设隧道表面位移监测点、地表沉降监测点、隧道围岩内部位移监测点，形成水平位移监测、沉降监测、隧道围岩内部位移监测控制网；
步骤2、开采过程中借助隧道监测控制网，对隧道整体结构下沉和周边收敛量进行监测；
步骤3、开采后分析监测数据，评价隧道稳定性及安全性，提出工作面回采后隧道衬砌结构和围岩加固修复方案。
2.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤11的收集工作面上覆岩层地质状况的具体方法如下：通过在工作面的上方地表施工地面钻孔，绘制岩层综合柱状图，确定岩层埋深、厚度、岩性；对钻孔取芯试样进行物理力学性能测试，获得工作面的上方各个岩层的弹性模量、抗拉、压强度和容重。
3.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤12的探测隧道工程状况的具体方法如下：在隧道的边墙和拱腰分别布设测线，采用时间触发模式，根据电磁波传播特性、探测深度、现场地质条件及探测精度要求，选用地质雷达进行隧道围岩松散程度和衬砌结构裂隙探测。
4.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤14的隧道围岩变形演化规律包括：水压切顶卸压对岩层移动特征和工作面推进方向隧道围岩变形的影响规律；煤柱宽度对隧道轴向变形的影响规律，在此基础上提出定向水压切顶和协调无煤柱开采的地表均匀沉降控制方法。
5.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤14的水压切顶方案包括：切顶高度、切顶范围、钻孔布置形式和压裂技术参数；
所述切顶高度、切顶范围确定方法如下：分析不同切顶高度、切顶范围下开采引起的覆岩破坏特征以及工作面推进方向隧道底板位移场演化规律，综合考虑隧道沉降特征和施工难度，确定合理的切顶高度和范围；
所述钻孔布置形式包括钻孔的角度、长度、间距；
所述钻孔的角度、长度根据切顶高度、工作面-隧道空间关系确定，切顶高度为压裂钻孔垂直投影的长度，压裂钻孔的水平投影与隧道在工作面上水平投影的轨迹一致；
所述钻孔的间距不超过两倍的水压致裂半径，通过现场预试验并结合监测手段确定水压致裂半径；
所述压裂技术参数包括泵站压力
和致裂时间；
所述泵站压力
的计算式为：
式中：
为顶板岩层理论起裂压力；
为泵压工作系数；
所述顶板岩层理论起裂压力
的计算式为：
式中：
为侧向应力系数；
为铅垂应力；
为岩石抗拉强度；
所述致裂时间根据泵站压力确定，即泵站压力表读数小于5MP或顶板锚杆索出现明显漏水情况时停止压裂。
6.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤14中的煤柱宽度确定方法如下：利用UDEC数值模型，分析不同煤柱宽度情况下煤炭开采引起的隧道围岩轴向变形规律，通过对比地表下沉趋势、水平变形值，确定工作面区段煤柱宽度。
7.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：所述步骤15中的隧道分段动态锚注预加固方案包括锚杆或锚索补强支护方案和隧道围岩注浆加固方案，根据探测分析的隧道工程状况以及数值模拟预计的隧道围岩裂隙扩展特征来确定；
所述锚杆或锚索补强支护方案具体为：硬岩段隧道衬砌结构在附加力和不均匀沉降作用下发生变形，软岩段衬砌结构的变形主要受不均匀沉降影响，因此结合隧道围岩岩性分布情况，设计分段式锚杆或锚索补强支护方案，满足隧道不同区域的支护要求；
所述隧道围岩注浆加固方案具体为：工作面回采前对隧道帮部进行预注浆加固，工作面推过隧道下方后，采取循环注浆方式对采动影响段隧道底部进行结构式离层注浆加固，直至隧道下沉趋于稳定后结束注浆；隧道下部所有工作面回采导致的地表下沉趋于稳定后，对隧道进行采后注浆加固，即在原注浆孔位置重新施工钻孔，对隧道帮部和底板进行注浆加固，提高破碎围岩承载能力。
8.根据权利要求1所述的全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法，其特征在于：在所述步骤3中的工作面回采后隧道衬砌结构和围岩加固修复方案具体包括：在隧道衬砌破坏脱落程度大、承载厚度小的区域，采用螺纹钢植筋、钢筋网加固和纤维混凝土喷浆组合修复的方法；在破坏程度小的裂缝、松动区域，使用短锚杆锚固、挂钢筋网和纤维混凝土喷浆方法修复隧道衬砌结构，确保隧道结构的稳定性。
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Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113914862A (zh) * | 2021-12-15 | 2022-01-11 | 中国矿业大学(北京) | 切顶卸压无煤柱自成巷开采设计与评价方法 |
| CN114278301A (zh) * | 2021-12-23 | 2022-04-05 | 扬州中矿建筑新材料科技有限公司 | 一种基于水力致裂切顶动态控制地表沉陷方法 |
| CN115199272A (zh) * | 2022-08-11 | 2022-10-18 | 中国矿业大学 | 综采工作面预掘回撤通道的全生命周期围岩稳定控制方法 |
| CN115758671A (zh) * | 2022-10-25 | 2023-03-07 | 山东科技大学 | 围岩巷道加强锚注支护全生命周期管理方法、***及应用 |
| CN116025356A (zh) * | 2023-03-28 | 2023-04-28 | 中国矿业大学(北京) | 开采补偿控制方法 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1535992A1 (ru) * | 1988-04-07 | 1990-01-15 | Институт Горного Дела Со Ан Ссср | Способ ориентированного разрыва горных пород |
| CN108343418A (zh) * | 2018-03-08 | 2018-07-31 | 河南理工大学 | 从地表定向水压致裂预裂基岩控制采动影响范围的方法 |
| CN110145326A (zh) * | 2019-04-23 | 2019-08-20 | 中国矿业大学(北京) | 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法 |
| CN110318761A (zh) * | 2019-07-02 | 2019-10-11 | 天地科技股份有限公司 | 一种控制巷道变形的施工方法 |
| CN110397470A (zh) * | 2019-07-15 | 2019-11-01 | 中国矿业大学 | 一种基于裂隙演化的沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定方法 |
-
2021
- 2021-08-20 CN CN202110961262.4A patent/CN113622913B/zh active Active
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1535992A1 (ru) * | 1988-04-07 | 1990-01-15 | Институт Горного Дела Со Ан Ссср | Способ ориентированного разрыва горных пород |
| CN108343418A (zh) * | 2018-03-08 | 2018-07-31 | 河南理工大学 | 从地表定向水压致裂预裂基岩控制采动影响范围的方法 |
| CN110145326A (zh) * | 2019-04-23 | 2019-08-20 | 中国矿业大学(北京) | 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法 |
| CN110318761A (zh) * | 2019-07-02 | 2019-10-11 | 天地科技股份有限公司 | 一种控制巷道变形的施工方法 |
| CN110397470A (zh) * | 2019-07-15 | 2019-11-01 | 中国矿业大学 | 一种基于裂隙演化的沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定方法 |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN113914862A (zh) * | 2021-12-15 | 2022-01-11 | 中国矿业大学(北京) | 切顶卸压无煤柱自成巷开采设计与评价方法 |
| CN113914862B (zh) * | 2021-12-15 | 2022-04-05 | 中国矿业大学(北京) | 切顶卸压无煤柱自成巷开采设计与评价方法 |
| CN114278301A (zh) * | 2021-12-23 | 2022-04-05 | 扬州中矿建筑新材料科技有限公司 | 一种基于水力致裂切顶动态控制地表沉陷方法 |
| CN115199272A (zh) * | 2022-08-11 | 2022-10-18 | 中国矿业大学 | 综采工作面预掘回撤通道的全生命周期围岩稳定控制方法 |
| CN115199272B (zh) * | 2022-08-11 | 2023-07-18 | 中国矿业大学 | 综采工作面预掘回撤通道的全生命周期围岩稳定控制方法 |
| CN115758671A (zh) * | 2022-10-25 | 2023-03-07 | 山东科技大学 | 围岩巷道加强锚注支护全生命周期管理方法、***及应用 |
| CN115758671B (zh) * | 2022-10-25 | 2024-03-22 | 山东科技大学 | 围岩巷道加强锚注支护全生命周期管理方法、***及应用 |
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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| GR01 | Patent grant | ||
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