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8111 工作面沿空巷道變形特征及支護技術研究

2022-01-15 04:41:02強濟江
山東煤炭科技 2021年12期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

強濟江

(晉能控股煤業集團馬脊梁礦,山西 大同 037000)

1 工程概況

同煤集團馬脊梁礦8111工作面埋深410~485 m,工作面開采C3#煤層的厚度為6~9 m,平均厚度為7.5 m,平均傾角為2.5°,平均含有4 層夾矸,平均厚度為1.1 m。煤層直接頂巖層為高嶺石,平均厚度為4.17 m;基本頂巖層為粗砂巖,平均厚度為6.68 m。煤層頂板屬堅硬頂板。直接底巖層為粉砂巖,平均厚度為4.40 m;基本底為中粗砂巖,平均厚度為8.4 m。8111 工作面傾向長度為240 m,可采走向長度為2 357.5 m。工作面內5111 巷上區段為8101 工作面采空區,巷道與采空區間的煤柱寬度為30 m。具體工作面及巷道位置如圖1。為保障5111 巷沿空巷道圍巖的穩定,特進行巷道圍巖控制技術研究。

圖1 8111 工作面及5111 巷位置示意圖

2 沿空巷道變形特征與控制原則

礦井在進行C3#煤層開采時,沿空回采巷道均采用普通的錨網索支護。根據鄰近工作面回采期間沿空巷道變形的觀測結果可知,圍巖在該種支護方案下變形量較大,結合5111 巷道堅硬頂板的具體地質條件,確定沿空巷道圍壓變形特征主要存在四個方面:

(1)沿空巷道動載破壞特征顯著。由于煤層頂板上方存在多層的堅硬頂板,且各層堅硬頂板的厚度大、懸頂距離長,在工作面回采動壓作用下,工作面后方堅硬頂板巖層破壞失穩后,會將其破斷載荷以動載作用的形式作用到下位沿空巷道圍巖中,進而容易在鄰近工作面采空區后方150~200 m范圍內呈現出頂板瞬間下沉、兩幫移近量大和底鼓量大的特征,最終致使支護結構失效,巷道失穩[1-3]。

(2)巷道圍巖變形具有周期性。根據眾多理論研究結論,結合礦井生產經驗可知,沿空巷道進入到采空區后方的圍巖變形呈現出一定的周期性,巷道圍巖會在每隔20~30 m 時呈現出一次“突變”。圍巖產生突變的根源主要是由于堅硬頂板的周期性破斷,圍巖變形整體呈現為“加速-減速-再加速”的變形特征,重復施加的荷載作用會使得圍巖自身承載能力大幅降低。

(3)圍巖膨脹變形。巷道掘進后,圍巖應力重新分布,巷道周邊圍巖裂隙逐漸擴展,圍巖體積不斷膨脹,巷道初始掘進期間圍巖松散破碎區和塑性區范圍一般較小,但在開采引起的動載循環作用下,圍巖破碎區和塑性區的發育范圍在逐漸增大,進而致使巷道圍巖產生膨脹變形。

(4)巷道支護系統缺陷。巷道在采用普通的錨網索支護時,錨桿的預應力均偏低,錨桿對圍巖早期變形的控制效果差,巷道支護系統中缺乏耦合讓壓,且各個支護結構之間不能實現協調受力,支護結構間的協同能力差[4-5]。支護結構在動載作用下易出現失穩變形,且巷道在普通錨網索支護下,錨桿索的整體錨固性能差,錨固易失效。

綜合上述沿空巷道圍巖變形特征,確定5111 沿空巷道圍巖控制原則為:(1)支護結構高預應力、高強度和延展性;(2)支護系統協同整體支護[6];(3)頂板壓裂弱化,減弱頂板破斷的動載作用;(4)支護結構中配合合理的輔助支護構件。

3 圍巖控制技術

3.1 支護方案

5111 沿空巷道沿C3#煤層底板掘進,巷道掘進斷面為矩形,掘進寬×高=5.5 m×3.8 m。根據巷道的地質條件,結合上述沿空巷道圍巖變形特征及控制原則的分析,確定巷道掘巷期間采用抗動載的支護方案,掘巷完成后采用水力壓裂對鄰近8101工作面的頂板進行水力切頂卸壓,以降低堅硬頂板破斷對巷道圍巖變形的影響,本工作面回采期間對超前支撐壓力區域采取臨時支護。具體巷道圍巖支護方案如下:

(1)掘巷期間支護。巷道錨桿均采用HRB500的高強蛇形讓壓錨桿,錨桿規格為Φ22 mm×2400 mm,頂底板錨桿間排距為700 mm×800 mm,兩幫錨桿間排距為800 mm×800 mm,錨桿尾部配套15~18TB 的讓壓管,托盤采用蝶形錳鋼托盤,錨桿錨固劑兩支,快速K2340 和中速Z2360 型錨固劑各一支,預緊扭矩為300 N·m;頂板和兩幫錨索均采用1×7 股高強度鋼絞線,頂板錨索規格為Φ21.8 mm×9300 mm,兩幫錨索規格為Φ21.8 mm×6300 mm,錨索托盤采用蝶形錳鋼托盤,規格150 mm×150 mm×10 mm,錨索預緊力150 kN,錨索錨固劑為三支,快速K2340 一支和中速Z2360兩支。巷道表面采用直徑為6.5 mm 的鋼筋焊接而成的鋼筋網進行護表,鋼筋網網孔大小為100 mm,錨桿索間采用厚度為3.4 mm 的M 型抗撕裂鋼帶進行聯結,確保支護結構的整體性。具體巷道掘進期間支護方案如圖2。

圖2 5111 巷掘進期間支護方案示意圖(mm)

(2)頂板水壓致裂。8111 工作面回采前,在5111 巷內實施水力壓裂實現對鄰近采空區頂板的人工斷裂。水力壓裂鉆孔垂直于煤柱側的巷幫,壓裂鉆孔在距巷道底板2.0 m 的位置處打設,壓裂鉆孔以仰角26°向8101 工作面采空區施工,鉆孔直徑為50 mm,深度為28.4 m,壓裂鉆孔間的間距為20 m,頂板水力壓裂作業時的最大壓力為37.5 MPa。具體頂板水力壓裂鉆孔布置方式如圖3。

圖3 水力壓裂鉆孔布置方式示意圖

(3)臨時加強支護。根據礦井生產經驗可知,8111 工作面回采期間超前支承壓力影響范圍為超前工作面40 m,因此為保障巷道回采期間的穩定,特對5111 巷道超前支承壓力段進行臨時加強支護。支護形式采用一梁四柱,一排采用四根單體液壓支柱配合一根π 鋼梁進行支護,支護排距1000 mm,單體液壓支護底部采用鐵鞋實現與底板的緊密接觸。具體超前支承壓力段的臨時加強支護如圖4。

圖4 巷道超前支承壓力段臨時加強支護示意圖(mm)

3.2 效果分析

5111 巷道在掘進期間,在滯后掘進迎頭5 m 的位置處布置巷道表面位移觀測站,采用十字布點法進行圍巖變形觀測。掘進期間每間隔2 d 進行量測作業,持續進行3 個月,根據觀測記錄結果能夠得出巷道表面位移曲線如圖5。

圖5 巷道掘進期間圍巖變形曲線圖

由圖5 可知,巷道掘進后,巷道掘出0~10 d 內,圍巖變形速率較大;當巷道掘出10~50 d 時,圍巖變形速率有所降低,但巷道圍巖變形仍在持續增大;當巷道掘出50 d 后,隨著掘出時間的增大,圍巖表面位移逐漸趨于平緩,圍巖變形量逐漸達到穩定狀態。最終頂底板和兩幫最大移近量分別為43 mm 和83 mm,巷道圍巖兩幫的移近量大于頂底板的移近量。這是由于兩幫為煤體,煤體在掘進擾動下,圍巖表面塑性區范圍較大,進而出現兩幫移近量大于頂底板移近量的現象,但巷道掘進期間整體變形量較小。

8111 工作面回采期間,在超前工作面57 m 的位置處布置圍巖變形觀測站,在工作面回采推進下,持續進行觀測分析,根據觀測結果能夠得出工作面回采期間圍巖變形量曲線如圖6。

圖6 工作面回采期間圍巖變形曲線圖

由圖6 可知,工作面回采期間,5111 巷在超前工作面40 m 時,圍巖變形速率較小,圍巖基本處于穩定狀態;當工作面與觀測站間距離小于40 m時,圍巖變形速率開始大幅增大,且隨著測站與工作面間距離的減小,圍巖變形速率在持續增大。最終,巷道在超前工作面3 m 的位置處,頂底板和兩幫移近量的最大值分別為537 mm 和516 mm,但圍巖變形量滿足使用要求。

4 結論

根據5111 沿空巷道的具體地質條件,結合礦井生產經驗,得出沿空巷道圍巖變形的四個特征,確定巷道支護應采用三高錨桿索配合合理輔助構件進行支護,堅硬頂板應壓裂弱化。基于巷道特征,具體設計巷道掘進期間的高強度錨桿索讓壓支護方案、回采前水力壓裂方案和回采期間超前支承壓力區一梁四柱臨時支護方案。根據巷道掘進和工作面回采期間的圍巖變形觀測結果可知,巷道現有支護方案保障了圍巖的穩定。

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