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采空區下63318工作面大跨度切眼支護技術

2015-06-01 12:30:36高飛
山西焦煤科技 2015年9期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

高飛

(西山煤電集團公司杜兒坪礦,山西太原030022)

采空區下63318工作面大跨度切眼支護技術

高飛

(西山煤電集團公司杜兒坪礦,山西太原030022)

隨著礦井綜采設備性能的不斷提升,工作面回采方式逐漸向大采高發展,這就使得切眼的支護難度也在不斷地增加,如何快速地實現一次開切眼就成了現階段需要解決的問題之一。本文以杜兒坪礦采空區下63318綜采工作面中等斷面切眼為例,采用錨網索+鋼帶聯合支護的形式對大跨度切眼圍巖進行支護,并應用數值模擬技術確定了合理的支護參數,在切眼巷道支護完成時,采用十字布點法對巷道斷面收斂情況進行觀測,支護效果顯著,工作面切眼巷道圍巖穩定性得到有效控制。

采空區;切眼;聯合支護技術;支護設計

1 地質條件

杜兒坪礦63318工作面掘進穿過的煤層為古生代二疊系下統山西組3#煤,煤層厚度變化較大,平均厚度2.77 m,煤巖層結構復雜,含1~3層總厚0.2~ 1.70 m的夾石,巖性為砂質泥巖,工作面煤巖層平均傾角5°.工作面地表內有杜兒坪礦90-2#鉆孔,南部有90-4#鉆孔,與工作面相距166 m,及杜兒坪90-5#鉆孔與工程面相距150 m,3個鉆孔封堵情況均為良好,蓋山厚度464~576 m,平均518 m.工作面位于北三盤區,施工3#煤,南鄰63316副巷相距27 m,東鄰北三3#煤軌道巷相距166 m,北部及西部相鄰3#煤實體煤柱。上部為62318、62320、62506、62508、62510采空區,2#煤與3#煤層間距為1.5~10.5 m,平均6.5 m.巷道布置見圖1.

圖1 63318工作面巷道布置圖

2大跨度切眼斷面破壞機理及支護設計

2.1 大跨度切眼斷面破壞機理

大跨度巷道是相對而言的,見表1,當巷道寬度>5.5 m時稱之為大跨度巷道,據相關研究數據表明:當巷道跨度>5.5 m時,巷道極容易出現片幫現象,巷道破碎嚴重,不容易支護。大跨度巷道受埋深、地質特征影響表現尤為明顯。杜兒坪63318工作面蓋山埋深在460 m以上,地應力測試結果顯示,平均最大與最小水平主應力為13.65 MPa和7.68 MPa,平均垂直主應力是12.6 MPa,與以往巷道相比,大跨度巷道容易在巷道頂角處出現應力集中,最終導致巷道遭到破壞。

表1 巷道按跨度類型分類表

1)巷道跨度尺寸效應。

巷道跨度對頂板巖層彎曲下沉的影響見圖2,均布載荷代表巷道受到上覆巖層的作用力,頂板簡化成兩端固定支護的無限長薄板進行分析。

圖2 巷道頂板撓度計算模型圖

巷道頂板撓度可由以下公式計算:

式中:

w—巷道頂板撓度,m;

n、an—為系數;

l—頂板巖層寬度,m.

頂板張應力可按以下公式計算:

式中:

S—巷道頂板巖層張力,kN/m;

H—巖層厚度,m;

E—巖層彈性模量,MPa;

μ—泊松比。

以上兩式經過推導可以求得頂板巖層最大撓度為:

從上式可以看出,巷道跨度越大,巷道的最大撓度也越大,由此可見,巷道跨度越大頂板彎曲變形越嚴重,也越容易斷裂破壞。

2)巷道圍巖穩定的應力效應。

巷道斷面應力分析通常采用圓形巷道斷面進行力學分析,其彈塑性力學公式如下:

由上式可以看出,巷道圍巖確實受地應力的影響很大,而其中切向應力對巷道圍巖變形破壞起主要作用,由上面的第二個分式可以看出切應力與巷道埋深成正比,所以,埋藏越深巷道變形越嚴重,越不容易支護。

3)跨度巷道圍巖破壞特征。

巷道圍巖失穩是由于巷道開挖使原巖應力遭到破壞,大跨度巷道由于跨度大,頂板極易出現撓曲變形,此外,切眼巷道布置在煤層當中,煤體本身強度低,這就加劇了巷道在張應力作用下圍巖出現破壞,導致大范圍塑性區變形,其主要特征如下:

a)變形破壞嚴重。現場頂板離層監測表明,大跨度巷道很容易造成大范圍頂板離層,所以僅使用錨桿的單一支護方式不能控制巷道圍巖變形,通常在大采高工作面采用沿頂板布置巷道,這樣在巷道底板處就會存在滑移面,這些滑移面強度低,摩擦阻力小,巷道容易沿著滑面整體移動,增大了巷道兩幫的破壞范圍,巷幫更難支護。

b)易出現圍巖突然破壞。在地質構造復雜,斷裂構造發育的地段,或是一些應力集中的特殊區域,當巷道跨度加大時,相應的高度也會加大,因此,巷道更容易出現頂板的大范圍突然冒落。

2.2 巷道斷面設計

在工作面交替過程中,確定63318工作面采用現有支架(ZY5200/19.5/42),支架高度為1 950~ 4 200 mm.在考慮設備安裝空間、地質條件、通風、行人等綜合因素后,將切眼斷面設計為矩形斷面,斷面沿3#煤頂板掘進,斷面尺寸為6 300 mm×2 800 mm (寬×高)。

2.3 巷道維護特點

該巷道斷面屬于中等斷面,蓋山厚度518 m,屬于中深部煤層,由于煤層頂板節理發育明顯,工作面上方為2#煤采空區,距63318工作面約10 m,按礦井生產相關規定需對采空區進行鉆孔勘探,結果表明,采空區無積水現象,據此判定上方采空區基本對該工作面無影響。3#煤頂板存在0.2 m泥巖偽頂,且老頂為弱含水中粒砂巖層,所以在特殊地質構造下會有涌水現象,需加強排水處理。3#煤層硬度中等,但由于存在偽頂及直接頂,受陷落柱、斷層等特殊構造影響,造成直接頂沿層理含水過量,砂質泥巖軟化的問題,所以,圍巖穩定性的控制就成了大跨度切眼支護的主要技術難題。圍巖特征見表2.

表2 63318工作面圍巖特征表

3 大跨度切眼圍巖支護基本思路及方案

設計切眼寬度為6 300 mm,高度2 800 mm,在跨度上屬于較大跨度巷道。如果采用單一錨桿支護,很難保證巷道圍巖的穩定性,因此,對切眼斷面進行合理設計以保證巷道在服務期內不出現頂板離層,有效控制巷道圍巖變形量。目前,大多數礦井在對切眼斷面支護時使用的是錨網索支護形式,預應力錨索能夠以最大長度穿過巷道圍巖松動圈或破碎高度達到穩定區,錨桿+W鋼帶+鋼筋網能有效地控制松動圈圍巖,錨桿索預應力的施加使得巷道圍巖自身強度得到改變,由被動支護變為主動支護,但由于施工質量及錨索自身特性,很難保證5 m以上錨索充分發揮出支護效果,所以63318工作面在結合錨網索支護技術的同時采用單體支柱+加厚W鋼帶進行加固,最大程度地改善圍巖受力狀態。

3.1 63318工作面切眼支護參數

頂板鋪設d6 mm×2 400 mm×1 000 mm鋼筋網,采用8根d22 mm×L2 000 mm螺紋鋼錨桿配合W鋼帶進行支護,同時打注d21.6 mm×5 300 mm錨索加強支護。頂錨桿布置為矩形布置,間排距為875 mm×900 mm,錨桿尾端安裝150 mm×150 mm ×14 mm方鐵片。錨索布置為“2-1-2-1”布置,第一排距幫1 050 mm,間距4 200 mm,單排縱間距1 800 mm.兩幫均鋪設2 000 mm×2 400 mm菱形金屬網,采用d20 mm×L2 000 mm螺紋鋼錨桿進行支護。1排3根幫錨,最上面1根幫錨距頂300 mm,間排距900 mm×900 mm,錨桿尾端安裝230 mm× 230 mm×3 mm的W鐵片、110 mm×110 mm× 10 mm方鐵片。采用頂部鋼筋網包角搭接,巷道中部架設單體支柱,分別距兩幫2 000 mm、2 300 mm,在預計架設單體位置上方鋼帶采用加厚鋼帶,具體布置見圖3.

3.2 切眼支護方案數值模擬

為了驗證理論設計切眼斷面支護的合理性及可行性,應用FLAC3D模擬技術對該方案進行模擬,圖4,5分別為切眼巷道的最大主應力云圖和水平應力云圖,從圖4,5中可以看出兩幫及頂板最終沉降量底鼓量明顯減小,巷道剪應力、剪應變集中現象明顯消除,據此可以初步確定錨桿(索)支護參數選取合理。

4 支護效果分析

為了進一步驗證63318工作面切眼支護方案的合理性及支護效果,同時為以后進一步改進支護方案提供可行的參考數據,在切眼巷道支護完成時,對巷道斷面收斂情況采用十字布點法進行觀測,對巷道內錨桿進行錨固力監測。測點分別布置在距運輸巷道10 m、90 m的切眼巷道處,對巷道掘進后40天內的情況進行觀測,觀測曲線見圖6.從圖6可以看出工作面中部變形量明顯大于端頭,中部及端部巷道變形量在20 d時基本趨于穩定狀態,在40 d時達到最大值,最大值分別為80 mm、69 mm.圖7為切眼巷道內距運輸平巷90 m頂板處的3根錨桿工作阻力圖,從圖7中可以看出錨桿的初始錨固力大約在60~100 kN,經過3~4天巷道圍巖變形穩定后,錨固力達到110~150 kN并逐漸趨于穩定,從數據上可以明顯看出支護效果顯著。

圖3 63318工作面切眼支護圖圖4 63318切眼斷面最大主應力云圖

圖5 63318切眼斷面水平方向應力云圖

圖6 63318切眼斷面收斂變化觀測曲線圖

圖7 63318切眼斷面錨桿工作阻力圖

5 總結

針對杜兒坪礦63318工作面地質環境及切眼支護所存在的問題,提出了錨桿索+網支護采空區下大跨度切眼支護方式,根據實際情況設計分析了63318工作面切眼支護方案,并對現場監測效果進行分析,數據表明,該支護方案能夠有效保證63318工作面切眼巷道圍巖穩定性。

[1]劉清濤,謝根弟.深井大斷面切眼錨網(索)支護研究與應用[J].中國煤炭,2009(7):50-52.

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Supporting Technology of Large Span Cutting Hole of 63318 W orking Face under the Goaf

Gao Fei

With the continuous improvement of performance in coalmine fullymechanized equipment,working faceminingmethod is developing towards to the largemining height gradually.It increases the supporting difficulty of cutting hole.Quickly realizes once open-off cut is one of the problems thatneed to be solved at present stage.Medium section cutting hole of63318 working face under the goaf in Du'erping coalmine is as the example,adopts the bolt-mesh-anchor combined support technology to support large span cutting hole surrounding rock,and using numerical simulation technique to ensure reasonable support parameters.Adopts cross distribution pointmethod to observe roadway cross section convergence conditon at the time of cutting hole roadway supporting finished.The supporting effect is remarkable,the stability ofworking face cutting hole roadway surrounding rock is obtained effectively control.

Goaf;Cutting hole;Combined support technology;Support design

TD353

B

1672-0652(2015)09-0020-04

2015-07-30

高飛(1979—),男,山西五臺人,2011年畢業于中國礦業大學,工程師,主要從事礦井安全生產管理工作(E-mail)1229555356@qq.com

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