松軟破碎復合頂板回采巷道支護技術研究與應用

李云豪 張文軍 王 東

(1.山西焦煤西山煤電集團有限責任公司,山西省太原市,030053;2.遼寧工程技術大學,遼寧省阜新市,123000)

松軟破碎復合頂板回采巷道支護技術研究與應用

李云豪1張文軍2王 東2

(1.山西焦煤西山煤電集團有限責任公司,山西省太原市,030053;2.遼寧工程技術大學,遼寧省阜新市,123000)

提出一種針對松軟破碎復合頂板回采巷道支護的設計理念與方法。在分析設計巷道地質資料基礎上,利用先進的數值模擬軟件對不同地質條件的不同支護條件巷道進行分析,得到巷道在受不同采動應力和不同類型頂底板條件下,錨桿錨索支護巷道的圍巖應力場、位移量及破裂區分布狀況,并將模擬得到的各參量作為計算錨桿錨索支護計算的依據。

松軟巖層 復合頂板 巷道支護 數值模擬 圍巖破裂區

西山煤電集團公司鎮城底礦主采2#-3#煤層,煤層直接頂巖層中夾有兩層厚0.3～0.5m極軟煤層,屬復合頂板。巷道圍巖穩定性差,變形破壞強烈。該礦同類巷道原采用傳統的架棚支護,存在巷道圍巖變形量大、支護效果差、維護費用高等問題。針對這些問題,西山煤電集團與國內高校合作立項進行研究。項目結合該礦22409工作面實際條件,采用理論分析與計算、數值模擬及礦山壓力觀測相結合的研究方法,應用高強度錨桿、金屬網、鋼筋梁,并輔以錨索對巷道進行聯合支護。經過3年多的實際應用,實現了煤巷安全高效掘進,取得了顯著的技術經濟效益和社會效益。

1 試驗巷道支護設計

根據錨桿—錨索聯合支護作用的互補原理及其對支護工藝的要求,初始設計采用以數值模擬為主,結合理論分析和工程類比相結合的方法。用數值計算定量給出了各種支護方案的巷道圍巖變形和破裂區分布,對于確定和優化錨桿錨索支護主要參數提供了依據。

1.1 復合頂板錨桿與錨索聯合支護原則

(1)共同加固圍巖提高錨巖支護體的承載能力。

柔性錨桿錨固區應處于圍巖破裂區之外,即錨桿錨固區深度大于圍巖破裂區深度,使錨桿充分起到加固淺部圍巖的作用。剛性預應力錨索與錨桿相匹配,增加錨巖支護承載層厚度,共同提高錨巖支護體承載能力。

頂板錨索的承載能力應大于頂板破裂區內的巖重,即錨索工程破斷力大于錨索懸吊載荷,使錨索充分起到懸吊松散危巖、防止冒頂的作用。

數值模擬顯示,頂板破裂區形狀近似拋物線型,拱高為最大破裂區深度,拱跨度約為巷道寬度的1.5倍。由于每米巷道頂板破裂區的巖重和錨索工程破斷力為已知參量,則按懸吊頂板破裂區巖重要求,每米巷道所需的錨索根數為最大破裂區深度與巷道半寬之積的0.19倍。

錨桿長度應大于等于錨桿緊固長度和圍巖破裂區深度。

(2)頂板錨索工程延伸量應適應懸吊區內的圍巖變形量。

取錨索工程延伸率1.8%,錨索長度為:

式中:LDS——錨索長度,m;

FY——錨索預緊力,kN;

U——頂板下沉量,mm;

L1——錨索內錨固段長度,m;

L2——錨索外露長度,m。

1.2 基本支護形式和主要支護參數確定

應用巖層破裂過程分析系統RFPA2D計算軟件進行了多個支護方案對比,選擇最優方案的基本支護形式為錨桿+鋼筋梁+金屬網,錨索補強。遵循錨桿、錨索聯合支護原則,進行了主要支護參數計算和選擇。

巷道圍巖變形和破裂區分布的模型結果見表1。

表1 巷道圍巖變形和破裂區分布的模擬結果

將表1模擬結果代入相應計算公式,得出頂板錨桿長度2.0m,間排距800mm×900mm;錨索長度6.5m,排距2.4m,每排布置2根;巷幫錨桿長度1.8m,間排距800mm×1000mm。

2 復合破碎頂板圍巖變形與破壞的特征數值模擬

針對復合頂板圍巖變形與破壞的特征,分別建立了采深250m和采深400m情況下不同類型的巷道對比模型。這些模型分別以一般頂板和復合頂板為對比條件,建立了巷道兩側均為煤體模型(煤體—煤體)和巷道一側為煤體、另一側為煤柱模型(煤體—煤柱)。

模擬結果表明,與一般中等穩定頂板的回采巷道相比,復合頂板的回采巷道的頂板下沉量增大了20%～34%,頂板破裂區深度增大了23%～83%。

3 錨桿錨索支護效果的數值模擬

按采深250m和400m各2種類型、回采巷道共4種條件進行模擬,以巷道圍巖變形和圍巖破裂區深度為指標,探討支護布置的合理性和支護效果。

3.1 采深250m,煤體—煤體巷道模擬結果

圖1 采深250m,煤體—煤體巷道有、無支護時,破裂區及圍巖位移對比

(1)支護對巷道圍巖變形的控制。當頂板分別為3根、5根錨桿和1根錨索控制時,頂板下沉量分別減小了37%、45%和7%;巷幫分別為2根錨桿和3根錨桿控制時,巷幫移近量分別減小了62%和66%。

(2)支護對巷道圍巖破裂區深度的控制。頂板安裝5根錨桿和1根錨索時,頂板破裂區深度減小了10%～64%;巷幫安裝3根錨桿時,巷幫破裂區深度減小了59%。圖1為采深250m煤體—煤體巷道無支護和有錨桿錨索支護時,巷道圍巖破裂區和位移等值線對比。

3.2 采深400m,煤體—煤體巷道模擬結果

(1)支護對巷道圍巖變形的控制。頂板分別安裝3根、5根錨桿和1根錨索時,頂板下沉量分別減小了30%、39%和6%;巷幫分別安裝2根錨桿和3根錨桿時,巷幫移近量分別減小了65%和71%。

(2)支護對巷道圍巖破裂區深度的控制。頂板安裝5根錨桿和1根錨索時,頂板破裂區深度減小了25%～75%;巷幫安裝了3根錨桿時,巷幫破裂區深度減小了57%。圖2為采深400m,煤體—煤體巷道無支護和有錨桿錨索支護時,巷道圍巖破裂區和位移等值線對比。

圖2 采深400m,煤體—煤體巷道有、無支護時,破裂區及圍巖位移對比

3.3 采深250m,煤體—煤柱巷道模擬結果

(1)支護對巷道圍巖變形的控制。頂板分別安裝3根、5根錨桿和1根錨索時,頂板下沉量分別減小了36%、39%和5%;煤柱側巷幫分別安裝2根錨桿和3根錨桿控制巷幫時,移近量分別減小了54%和74%;煤體側巷幫分別安裝2根錨桿和3根錨桿控制巷幫時,移近量分別減小了46%和72%。煤柱側巷幫位移量是煤體側巷幫位移量的1.4倍。

(2)支護對巷道圍巖破裂區深度的控制。頂板安裝5根錨桿和1根錨索控制頂板時,破裂區深度減小了14%～57%;煤體側巷幫3根錨桿控制巷幫時,破裂區深度減小了41%。

3.4 采深400m,煤體—煤柱巷道模擬結果

(1)支護對巷道圍巖變形的控制。頂板分別安裝3根、5根錨桿和2根錨索時,頂板下沉量分別減小了28%、36%和9%;煤柱側巷幫分別安裝2根錨桿和3根錨桿控制巷幫時,移近量分別減小了55%和73%;煤體側巷幫分別安裝2根錨桿和3根錨桿控制巷幫時,移近量分別減小了49%和74%。

(2)支護對巷道圍巖破裂區深度的控制。頂板安裝5根錨桿和2根錨索控制頂板時,破裂區深度減小了12%～56%;煤體側巷幫安裝3根錨桿控制巷幫時,破裂區深度減小了27%。

綜合4類巷道模擬結果,將不同采深和類型的巷道進行分類。采深250m,煤體—煤體巷道為Ⅰ型,煤體—煤柱巷道為Ⅱ型;采深400m,煤體—煤體巷道為Ⅲ型,煤體—煤柱巷道為Ⅳ型。根據不同的巷道分類,提出了不同的支護建議,Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ類型復合頂板回采巷道的基本支護形式為錨桿+W鋼帶+金屬網,用錨索補強。

4 技術效果與應用情況

鎮城底礦應用錨桿+鋼筋梁+金屬網+錨索補強的支護方式支護巷道約3000m。3年多來在回采巷道(包括尾巷)中推廣應用,支護效果良好,大幅度降低了巷道維修費用,巷道維修費比原來降低20%,使全礦回采巷道錨桿支護率由2004年的34.1%提高到2007年的94.4%,同時也加快了工作面推進速度,提高單產10%,每米巷道可節省支護成本527.4元,巷道維修費降低80%,每米巷道節省維修費240元,取得了良好的技術效果與經濟效益,對類似條件的煤巷支護具有重要的推廣價值。

5 結論

數值模擬結果表明,對于采深 增加或窄煤柱護巷布置的復合頂板回采巷道,只要支護參數選擇合理,錨桿、錨索聯合支護技術是可行的。

合理計算和利用錨索的工程破斷力和利用延伸量進行錨索補強設計是提高巷道支護安全性的重要手段。依據提出的復合頂板錨桿、錨索聯合支護原理,回采巷道圍巖破裂區分布和位移分布是錨桿、錨索協調支護設計的關鍵依據,本研究的數值計算方法為解決這一問題提供了有效途徑,可推廣應用于各種條件的各類回采巷道支護初步設計。

Research and application of friable and crushed componentroof mining roadway supporting technology

Li Yunhao1,Zhang Wenjun2,Wang Dong2
(1.Xishan Coal Electricity Group Co.,Ltd,Shanxi Coking Coal Group Co.,Ltd.,Taiyuan,Shanxi 030053,China;2.Liaoning Technical University,Fuxin,Liaoning 123000,China)

A concept and method has been provided to friable and crushed composite roofmining roadway support in this paper,that is on the basis on detailed analysis of the geologicaldata of mining gateway,the roadway supporting under different geological conditions or differentsupporting conditions has been analyzed by advanced numerical simulation software,it may ob-tain adjacent rock stress,displacement,distribution of rupture areas in supported roadway withanchor arm or anchor wire in the condition of different mining stress and roof type.Each parame-ter from numerical simulation analysis may be as basis of anchor arm or anchor wire supportingcalculation.

friable and crushed,composite roof,shaft and drift supporting,numerical simu-lation,adjacent rock rupture areas

TD353

A

李云豪(1964-),男,山西平遙人,采煤高級工程師,現任西山煤電集團礦建公司總工程師,主要從事煤礦采礦工程技術管理工作。

(責任編輯 張毅玲)