厚煤層大斷面巷道圍巖變形破壞特征及支護技術研究

王東陽

(潞安化工集團潞寧煤業公司,山西 寧武 036706)

煤炭是我國能源的主要來源,厚煤層的產量約占中國每年煤炭總產量的50%[1]。因此,開發厚煤層資源,特別是超厚層開采,對中國煤炭工業的發展至關重要。由于超厚煤層的高強度開采,對主巷道的斷面面積要求較大,斷面面積大不僅可以增加煤炭產量﹐而且可以顯著提高巷道推進速度[2-3]。本文以山西焦煤霍州煤電龐龐塔煤礦5-1082軌道巷的變形破壞特征為工程背景,通過理論分析和數值模擬確定了“注漿+U型棚+錨桿索+菱形金屬網”支護技術,并通過工業性試驗驗證了該支護技術的可行性,該研究結果可為類似工程地質條件下厚煤層大斷面巷道支護技術提供借鑒。

1 工程概況

山西焦煤霍州煤電龐龐塔煤礦目前主要開采5號煤層,煤層總厚度為5.8 m,節理發育,結構較簡單,一般含一層夾矸(0.3～0.7 m),厚度變化不大,屬較穩定煤層。5-1082軌道巷為矩形斷面,寬5.0 m,高4.8 m,最大埋深約350 m.巷道直接頂為砂質泥巖,老頂為泥巖,直接底為泥巖,老底為細粒砂巖,巖層柱狀圖如圖1所示。

圖1 巖層柱狀圖

2 巷道原支護方案和變形破壞特征

2.1 巷道原支護方案

1) 頂板支護。頂板采用D22 mm×2 700 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿進行支護,錨桿間排距設計為900 mm×900 mm,兩側錨桿打設時與垂直方向呈20°,其余錨桿與頂板相互垂直,錨桿安裝時采用BHW280-4.5×4 800 mm的鋼帶托板。

頂板采用D17.8 mm×10 000 mm高強度低松弛預應力錨索進行加強支護,錨索的錨桿間排距設計為1 500 mm×1 800 mm,頂板每排共打設2根錨索,兩側錨索距離巷道兩幫之間的距離為1 750 mm,錨索打設時需使錨索與巷道頂板相互垂直。

2) 兩幫支護。巷道兩幫采用D22 mm×2 700 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距設計為900 mm×900 mm,錨桿打設時需使錨桿與幫部相互垂直,幫部錨桿的上部距頂板為700 mm,下部距底板為700 mm,巷道左、右幫處錨桿均打設4根。

網片:采用金屬網護表,網片為網格50 mm×50 mm的10號鉛絲編織,規格3.3 m×1.2 m,采用雙股16號鐵絲孔孔相連捆扎一道,扭結不少于3圈,聯網間距200 mm;巷道頂板每隔100 m安裝一片同規格的塑料網替換原金屬網。巷道聯合支護方案如圖2所示。

圖2 巷道聯合支護方案圖(單位:mm)

2.2 變形破壞機理

5-1082軌道巷在開挖過程中出現了嚴重的變形和破壞,并伴有頂板漏水、片幫、錨桿和錨索斷裂等現象。巷道頂板最大下沉量可達130 mm,巷道右幫最大移近量達到300 mm.

為探測巷道頂板分離情況,通過鉆孔(井)電測井法,測得距離巷道頂板1.9 m的位置出現了裂縫。在距離巷道頂板3.8 m出現了裂隙和裂縫,在距離巷道頂板7.5 m的距離,二者明顯減少,在距離巷道頂板8.2 m可以觀察到較小的裂隙和裂縫。通過對巷道頂板的破壞程度進行驗證,發現在0～6.0 m處頂板破壞比較嚴重,局部范圍出現頂板離層。但是,在6.0～10.0 m處,巷道頂板破壞程度較低,頂板相對完整。

5-1082軌道巷斷面形狀為矩形狀,斷面尺寸較大,在巷道的掘進過程中導致巷道圍巖的肩角位置應力發生應力集中,在回采時結構的變化會使接近平衡狀態的應力再次發生改變,巷道圍巖承擔了較大的應力水平,從而發生變形破壞。支護方式采用錨桿索支護技術,而錨桿索支護技術有很多種組合方式,在支護過程中需要采用最優的支護方案,才能達到最理想的圍巖變形控制效果[4-6],5-1082軌道巷支護技術在參數上仍有較大的優化改進空間。

3 巷道圍巖控制技術

3.1 優化支護方案

巷道優化支護方案采用“注漿+U型棚+錨桿索+菱形金屬網”的聯合支護方案。

在巷道頂板滲漏水區域、巷道兩幫破壞區進行注漿加固,注漿材料采用水泥-水玻璃雙液漿,其水灰比為0.8,水玻璃的摩爾濃度為50Be’,水玻璃和水泥漿液間的體積比為1∶2;巷道注漿加固完成后,進行U型棚的架設,棚距1 200 mm,U型棚采用礦用U36型號的U型鋼,并根據巷道的斷面形狀制造出適合的的支護形狀。

巷道頂板錨桿采用D22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿的間排距為800 mm×800 mm.錨索采用D17.8 mm×7 800 mm高強度低松弛預應力錨索進行加強支護,錨索的錨桿間排距設計為1 500 mm×1 600 mm,頂板每排共打設2根錨索;巷道兩幫采用D22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距設計為900 mm×900 mm.其他支護參數同原支護方案。

網片采用8號菱形金屬網,規格4 500 mm×1 200 mm,幫網與頂網壓茬200 mm,每隔200 mm采用16號鐵絲雙絲雙扣連接,幫部網片壓茬100 mm,幫錨桿打設在網片壓茬處。

3.2 數值模擬

根據5-1082軌道巷實際地質條件,采用FLAC3D數值軟件建立尺寸長×寬×高=40 m×10 m×40 m的三維模型計算模型,錨桿索采用軟件內置的cable單元進行模擬, 托梁及鋼帶采用beam 單元進行模擬。四周設置為水平約束力邊界,底面設置為固定約束邊界,頂部設置為自由邊界[7-8]。各巖層的物理力學參數如表1所示。計算所得巷道圍巖位移分布云圖如圖3所示。

表1 圍巖物理力學參數

圖3 巷道圍巖位移云圖

由圖3可以看出,巷道在原支護方案下,頂板最大下沉量、最大底鼓量分別為70 mm、156 mm;優化支護技術方案下,頂板最大下沉量、最大底鼓量分別為44 mm、70 mm;與原支護方案相比頂板最大下沉量、最大底鼓量分別降低了37%、55%;巷道在原支護方案下,兩幫最大移近量為263 mm,優化支護技術方案下,兩幫最大移近量為51 mm;與原支護方案相比兩幫最大移近量降低了81%,巷道圍巖變形控制效果顯著。

4 工業性試驗

在巷道掘進過程中,采用“十字布點法”進行巷道圍巖變形的監測,監測時間為90 d,在監測過程中使用紅色油漆在每個測站的巷道頂底部及兩幫位置的錨索托盤處用醒目標記作為測點,巷道變形及變形速率曲線如圖4所示。

圖4 巷道圍巖監測變形曲線

由圖4可以看出,在巷道開挖后的前50 d,巷道圍巖變形幅度較大,隨時間的增加圍巖變形逐漸趨于緩慢,50 d后,巷道圍巖變形基本趨于穩定,不再發生變形,巷道頂板最大下沉量、兩幫最大移近量分別為60 mm、51 mm,較原支護方案分別減少了61%、78%,表明優化支護方案對大斷面厚煤層巷道圍巖的控制效果較好。

5 結 語

1) 根據現場測量,發現在原支護方案下,5-1082軌道巷變形破壞嚴重﹐出現了頂板漏水和片幫現象,巷道頂板最大下沉量可達1 200 mm,巷道右幫最大移近量達到1 300 mm.

2) 根據巷道的變形破壞機理,提出了“注漿+U型棚+錨桿索+菱形金屬網”的聯合支護技術,并通過數值模擬驗證了技術參數的合理性。

3) 現場工業試驗結果表明,與原支護方案相比,巷道頂板最大下沉量、最大底鼓量分別降低了37%、55%,兩幫最大移近量降低了81%,巷道的變形破壞得到有效控制。