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煤巷復合頂板承載特性及支護技術研究

2019-09-07 10:55:20高振華
山東煤炭科技 2019年8期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

高振華

(霍州煤電集團辛置煤礦,山西 霍州 031412)

1 工程概況

辛置煤礦10-428B 工作面位于540 水平、東四左翼采區。工作面走向長度為829m,傾向長度240m,主采10#煤層,煤層均厚為2.6m,平均傾角為4°。煤層直接頂為9#煤和泥巖,均厚為3m,其中9#煤的厚度為0.9m,泥巖的厚度為1.8~2.4m;直接頂為K2 灰巖,均厚為8m;直接底為砂質泥巖,均厚為0.8m;基本底為中砂巖,均厚為7m。10-428B工作面采用一次采全高綜合機械化采煤法,設計平均采高2.6m。

10-428B 工作面回風巷斷面為矩形,斷面尺寸為凈寬×凈高=4500mm×3200mm。巷道原有支護采用錨網索支護,頂板錨桿及兩幫錨桿均采用Φ22mm×2200mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,其中頂部錨桿的間排距為600mm×600mm,兩幫錨桿的間排距為750mm×750mm;頂板錨索采用Φ17.6mm×6500mm 的1×7 股鋼絞線,間排距為1200mm×2100mm。支護參數如圖1 所示。回風巷在原有支護方案下,巷道在掘進至停采線100m 的位置時,復合頂板下沉量出現持續增大的情況,且局部頂板出現嚴重下沉現象,嚴重制約巷道的正常掘進,急需對回風巷原有的支護方案進行優化。

圖1 10-428B 工作面回風巷原支護斷面圖

2 復合頂板承載特性分析

為充分了解10-428B 工作面復合頂板的特性,采用FLAC3D數值模擬軟件,對工作面回風巷在不支護時復合頂板的應力應變狀態進行分析。針對煤巷復合頂板進行定性分析,對頂板塑性區的分布范圍、應力的變化情況等具有一定的指導意義。

根據10-428B 工作面的地質條件,建立數值模型長×寬×高=20m×30m×25.23m,分別模擬側壓系數為0、0.8、1.6 和2 時煤巷圍巖的變形情況和巷道塑性區的分布情況。根據數值模擬結果可知不同側壓系數下巷道圍巖的位移情況如表1 所示,不同側壓系數下巷道圍巖塑性區的分布情況如圖2所示。

表1 不同側壓系數下巷道圍巖的變形量

圖2 不同側壓系數下圍巖塑性區分布狀態

通過分析表1 可知,巷道兩幫及頂板變形量隨圍巖側壓系數的增大而逐漸增大,且頂板下沉量的變化受到側壓系數的影響較為明顯。通過分析圖2可知,當側壓系數λ=0 時,此時圍巖受到剪應力的影響較大,出現較大面積的剪切破壞。隨著側壓系數λ 的增大,巷道兩側支撐應力的影響區域的范圍會逐漸增大,此時巖層中的摩擦力和水平應力在逐漸增大,會使得一定范圍內巖體的抗彎強度得到提高,但隨著側壓系數λ 的增大,圍巖會受到較大的水平擠壓力,進而使得圍巖發生較大撓曲變形,出現塑性破壞。

基于上述數值模擬結果可知,當側壓系數較小時,覆巖在垂直應力的作用下頂板巖層會發生拉伸破壞;當側壓系數較大時,此時頂板下部巖層會由于屈服而發生破壞,可總結出不同側壓系數下復合頂板巖層的破壞特征和破壞范圍如下:

(1)水平側壓系數λ 對復合頂板巖層的破壞方式和破壞范圍有顯著的影響,側壓系數λ 較大時圍巖的破壞范圍比側壓系數λ 較小時的破壞范圍小,但頂板撓度較大。

(2)當側壓系數λ 較大時,圍巖受到水平應力的影響較明顯,當側壓系數λ 較小時,圍巖受到垂直主應力的方向明顯。

(3)當側壓系數λ 較大時,上部巖層基本保持不變,下部一定范圍內的巖層會向下移動,進而使得頂板易出現離層;當側壓系數λ 較小時,頂板巖層會出現整體下沉的現象,此時巖層間不易出現離層現象。

3 支護方案設計與效果分析

3.1 原支護方案問題分析

10-428B 工作面回風巷在原有支護方式下頂板下沉量大,且局部區域出現破壞嚴重,10#煤層所處位置的水平側壓系數為0.8,側壓系數相對較小,結合數值模擬分析的復合頂板特性和工作面的具體地質條件,回風巷在原有支護方式下,頂板下沉量大的主要原因為錨桿(索)的長度確定時缺少對復合頂板承載特性的研究,原有錨桿(索)的設計缺乏科學性,設計長度過短,不能錨固到穩定巖層內,進而使得其不能充分發揮承載能力,頂板便會出現較大的撓曲變形。

彈性填料密封,采用涂有耐油橡膠的尼龍布袋(也有直接采用丁腈橡膠)作為與罐壁接觸的滑行部件,內部裝有彈性海綿或軟泡沫塑料塊,利用這類彈性填充物來達到與儲罐罐壁密封。這類密封在實際應用中占比最大。

3.2 支護方案設計

根據上述分析對10-428B 工作面回風巷的支護方案進行具體優化,其主要優化參數為錨桿(索)長度和間排距。具體優化設計如下:

(1)錨桿(索)長度優化

① 錨桿長度。根據錨桿長度經驗公式[1-2]:

式中:

kwy-圍巖影響系數,一般取0.9~1.2;

Bhd-巷道的跨度,根據地質資料知回風巷頂板為復合頂板,取kwy=1.2,Bhd=4.5m。

由式(1)能夠計算出錨桿長度Lmg=2.34,最終確定錨桿長度為2.6m。

式中:

b2-平衡拱的矢高,m;

a-巷道寬度的一半,m;

λ-側壓系數;

K-安全系數;

f-巖層間的摩擦系數;

l22-復合頂板極限平衡拱矢高,m;

l21-錨索的外露長度,m;

l23-錨索錨入穩定巖層的長度,m。

根據10-428B 工作面的地質條件可知a=2.25m,λ=0.8,f=1.98,K=2,將上述數據代入式(2)能夠得出b2=l22=6.54m。再考慮到錨索的外露長度l21=0.3m,錨索錨入穩定巖層長度l23=0.5m,故可計算出錨索的設計長度L2=7.34m,具體實踐時取為7.4m。

(2)錨索間排距優化

新奧法理論對松軟破碎圍巖的支護問題,提出錨桿間排距宜為0.8~1.0m,對于不穩定圍巖,霍州煤電礦區的支護經驗間排距為0.6~1.0m,基于此并結合10-428B 工作面回風巷的具體情況,確定錨桿間排距為750×750mm,錨索間排距為1800×1000mm。

錨固長度:錨桿(索)的設計錨固長度的表達式[4]如下:

式中:

La1和La2-分別為錨桿(索)的設計長度,m;

K-錨桿(索)的安全系數;

D-鉆孔直徑,m;

P-極限拉拔載荷,kN;

τr-錨固劑與巖體間的粘結力,MPa。

在錨桿錨固長度設計時結合地質條件取K=1.5,D=0.032m,P=95kN,τr=1.8MPa,代入式(3)計算得出錨桿的錨固長度La2=0.79m。在錨索的錨固長度設計時結合地質條件取K=1.4,D=0.032m,P=320kN,τr=1.8MPa,代入式(3)計算得出錨索的錨固長度La2=2.48m。

綜合上述分析、計算,回風巷優化后的支護參數為:頂板錨桿采用Φ22mm×2600mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為750×750mm;頂板錨索采用 Φ17.6mm×7400mm 的1×7 股鋼絞線,間排距為1800mm×1000mm;兩幫錨桿采用Φ22mm×2200mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為750mm×750mm;同時采用Φ6mm 圓鋼焊制的網片進行護幫護頂。具體回風巷優化后的支護參數如圖3 所示。

圖3 回風巷優化后支護斷面圖

3.3 效果分析

為了檢驗巷道的支護效果,分析巷道頂板的穩定性對回風巷試驗段(100m)的影響,每隔25m安裝1 個監測站,共布置4 個監測站,對巷道圍巖變形量進行持續170d 的觀測。根據觀測結果巷道頂板圍巖變形監控布置如圖4 所示。

圖4 10-428B 工作面回風巷圍巖變形曲線

通過分析圖4 可知,10-428B 工作面運輸巷在采用優化后的支護方案后,頂板巷道在掘進過程中頂底板變形速度相對較大,其中頂底板移近量中底板量為其變形的主要部分。從圖中能夠看出50d 后巷道的變形量基本不再增加,巷道在觀測期間的頂底板最大變形量小于260mm,兩幫移近量小于200mm,其中頂板下沉量最大值為55mm,這說明優化后的支護方案保證了復合頂板的穩定,能夠有效地控制圍巖變形。

4 結論

通過數值模擬分析不同側壓系數下復合頂板的承載特性,根據10-428B 工作面的具體地質條件可知回風巷屬于側壓系數較小的類型。結合數值模擬結果對回風巷原支護方案存在的問題進行具體分析,并對支護方案進行具體優化,根據礦壓監測數據得知優化后的支護方案能夠有效地控制頂板彎曲下沉,保障巷道圍巖的穩定。

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