郭計云,閆智信,郭思良
(1.晉中市煤炭規劃設計研究院,山西 晉中 030600;2.山西保利鐵新煤業有限公司,山西 靈石 031300)
煤巷在復雜地應力場及地質條件下,圍巖極易呈破碎狀態,支護難度顯著提高[1],而合理的支護參數對圍巖控制尤為重要[2]。
文獻[3]采用相似模擬手段對錨固體強度強化特征進行分析,結果表明:其峰值強度和殘余強度強化系數與錨桿預緊力呈正相關。文獻[4]采用數值模擬手段對錨固體的形成與失穩進行研究,得出附加應力隨錨桿間距減小而增大,隨預緊力增大而增大。文獻[5]經過相似模擬對錨桿加固作用進行研究,得出節理巖體的初期剪切剛度隨著預緊力的提高而增大。文獻[6]通過建立力學模型對預緊力與預緊力矩的關系進行研究,給出了相應數學表達式。文獻[7]經過數值模擬,得出錨桿(索)在離層面處受力明顯增大。
筆者采用巷道圍巖鉆孔窺視手段,對山西靈石華灜天星公司某礦10號煤層的順槽圍巖狀態及支護參數合理性進行研究,給出了其圍巖變形量過大的原因,提出了成本較低的新支護方案,并通過現場實測證實了本次研究的正確性與新方案的有效性。
山西靈石華灜天星公司某礦為兼并重組整合礦井,生產能力60萬 t/a。現開采10號煤層埋深572 m~673 m,厚度2.27 m~3.3 m,平均2.92 m,頂板依次為:泥巖(平均厚度3.1 m),細砂巖(平均厚度4.9 m)。該煤層首采面100401工作面在回采過程中,采用錨網索支護的兩順槽均出現較大變形,且局部錨桿失效,頂底板移近量最大達87 cm,兩幫移近量最大達103 cm,嚴重影響正常生產。100401工作面順槽斷面及支護參數見圖1(兩順槽相同)。

圖1 100401工作面順槽支護參數Fig.1 Gateway supporting parameters of No.1002401 working face
為探明100401工作面順槽變形量過大的原因,并為支護參數優化提供依據,采用鉆孔窺視手段對其運輸順槽圍巖進行分析研究。
于100401工作面運輸順槽煤壁處布置第一個測點,沿工作面推進方向間隔5 m布置另外兩個測點,見圖2所示。每個測點均采用錨桿鉆機向頂板及兩幫中部平行打10 m深的鉆孔,進行窺視后導入電腦進行展開分析。

圖2 鉆孔窺視測點布置圖Fig.2 Layout of borehole peep points
由窺視結果可知,測點距煤壁越近,順槽圍巖破壞程度越大,破壞范圍越深;巷道頂板破壞程度較兩幫大,破壞范圍也較深。因此,選取煤壁處頂板鉆孔進行分析,其鉆孔錄像展開圖,見圖3。

圖3 煤壁處頂板鉆孔錄像展開圖(單位:m)Fig.3 Video expansion view of of boreholes at the roof (m)
由圖3可知,巷道圍巖淺部(深度0 m~2.3 m范圍內)進入塑性破壞區,出現大量平行地層的裂縫;泥巖與細砂巖交界面處離層現象顯著(深度2.9 m~3.1 m處);錨索尾部及細砂巖與上覆巖層交界面處出現細小的裂縫(深度6.9 m與7.9 m處)。
由窺視結果與100401工作面順槽支護參數可知,錨桿錨固段處于巷道圍巖塑性破壞區內,這不利于發揮錨桿的支護能力;錨桿預緊力過小,導致巷道圍巖塑性破壞深度過大;錨索密度及預緊力過小,不能抑制泥巖直接頂發生離層;巷道圍巖深部較完整,可作為可靠的錨固點。
根據上述研究結果以及現有研究成果[8],對100401工作面順槽支護參數做如下調整并應用至100403工作面順槽:1)錨桿長度增加至2.5 m;2)錨桿預緊力增加至60 kN;3)錨索改為五花布置,預緊力增加至100 kN。新支護參數見圖4所示。

圖4 100403工作面順槽新支護參數Fig.4 Gateway supporting parameters of No.100403 working face
為驗證研究成果的正確性以及新方案的有效性,在100403工作面回采時對其運輸順槽進行表面位移監測。
于100403工作面運輸順槽距煤壁200 m處布置測站,采用十字布點法布置測點,分別在頂底板中部和兩幫中部垂直巷道壁鉆直徑28 mm、深度300 mm的鉆孔,并將直徑30 mm、長300 mm的木樁打入孔內。測點布置見圖5所示。

圖5 巷道表面位移測點布置Fig.5 Layout of surface displacement monitoring points of roadway
每天用鋼卷尺測量AB距離(頂底板移近量)及CD距離(兩幫移近量)距離2次,精確到mm,并進行記錄。
將100403工作面運輸順槽監測結果繪入坐標系,并截取距煤壁140 m~0 m范圍進行分析(200 m ~140 m過程中巷道表面位移可忽略不計),見圖6。

圖6 巷道表面位移監測結果Fig.6 Surface displacement monitoring results of roadway
由圖6可知,測站距工作面140 m~40 m時,巷道表面位移速率不斷增大,位移量緩慢增大;測站距工作面<40 m時,巷道表面位移量快速增大。自測站建立時算起,測站距工作面100 m時,頂底板移近量為15 mm,兩幫移近量為16 mm;測站距工作面40 m時,頂底板移近量為53 mm,兩幫移近量為74 mm;測站距工作面0 m時(即該處巷道即將報廢時),頂底板移近量為237 mm,兩幫移近量為339 mm。這表明工作面回采時,對順槽較顯著的超前影響距離約為40 m;頂底板移近量減小至原方案的27%,兩幫移近量減小至33%;新方案在成本較低的情況下,對該礦10號煤層順槽變形控制效果顯著,有效改善了安全生產條件。
1)在山西靈石華灜天星公司某礦10號煤層原支護方案下,過小的錨桿(索)預緊力導致圍巖破碎深度較大且離層顯著;不合理的錨桿長度導致錨固段處于圍巖塑性破壞區。以上因素是導致該礦順槽變形量過大的主要原因。
2)針對上述因素進行優化后,該礦10號煤層順槽頂底板移近量減小至原方案的27%,兩幫移近量減小至33%,在較低成本條件下顯著減小了其圍巖變形。
3)采用鉆孔窺視手段可直觀而準確地對巷道圍巖狀態及其支護參數合理性做出分析,以此為依據的優化方案可有效減小巷道圍巖變形。
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