西掌礦15103運輸配巷復合頂板支護優化研究

董貴鵬, 徐海蕓

(1.山西長治聯盛西掌煤業有限公司,山西 長治 047100;2.山西長治聯盛煤業投資有限公司,山西 長治 047100)

復合頂板在我國大多數礦區煤層巷道廣泛存在,其主要是由剛度相差較大的多層層狀巖層相間構成,極易發生無顯著征兆的突發性離層冒落[1-2]。因此,復合頂板穩定控制具有重要意義。

在復合頂板支護優化方面大量的學者開展研究,蘇學貴[3]采用原位實測、物理模擬與數值計算手段,揭示特厚復合頂板巷道淺部巖層錨桿組合梁與深部巖體錨索承載拱的形成及其拱-梁耦合作用機制。楊峰[4]通過理論分析、數值模擬方法研究得出復合頂板的變形破壞主要是因錨桿的主動支護作用較差,最終導致復合頂板的大變形以至破壞。侯朝炯等[5]針對復合頂板極軟煤層巷道圍巖破壞的特點,提出用頂板預注漿、錨桿支護等手段來控制巷道圍巖變形、加強頂板的支護強度、充分利用圍巖自身承載能力來維護巷道的穩定性。郭相平等[6]以新元礦9104工作面為背景,劃分了不同范圍的治理區域,提出分區復合超前預注漿協同加固技術。關玉祥等[7]提出了托頂煤巷道的“錨噴注”聯合控制技術。

論文以西掌煤礦15103運輸巷配巷復合頂板為工程背景,鉆孔窺視確定復合頂板巖層結構。采用理論計算與數值模擬相結合的方法優化15103運輸巷配巷的支護參數。

1 工程背景

西掌煤礦15103工作面寬度135 m,走向推進長度約為1 475 m,煤層平均埋深約為170 m,厚度3.71 m.15號煤層直接頂為厚0.9～1.32 m的炭質泥巖,老頂是厚8.27 m的K2石灰巖,直接底為砂質泥巖,厚度2.70 m,老底為細砂巖,厚度4.01 m.

15103運輸巷在掘進過程中揭露較大的斷層,因此在距離巷道開口700 m位置重新開口掘進一條配巷繞過斷層。15103運輸巷配巷位于15號煤層一采區,用于服務井下15103工作面的通風、行人、運輸的需要。巷道設計長度為310 m,高度3.5 m,寬度5 m,平面布置圖如圖1所示。

圖1 15103運輸巷配巷平面布置圖

2 煤巖復合頂板結構鉆孔窺視分析

為能夠全面掌握15103運輸巷配巷頂板巖層結構特性,在15103運輸巷配巷頂板進行鉆孔窺視。垂直于巷道頂板施工鉆孔,鉆孔直徑均為28 mm,1號頂孔深度6 m,2號頂孔深度7 m,1號和2號孔的開孔位置相距50 m以上。鉆孔窺視結果如圖2和圖3所示。

圖2 1號探測孔不同深度的巖層狀況

圖3 2號探測孔不同深度的巖層狀況

1號鉆孔探測結果顯示(圖2):從巷道頂板表面開始1.9 m內為黑灰色的泥巖,泥巖沒有大型的離層裂隙。在1.9 m的位置出現明顯的煤巖交界面,直到2.7 m的位置再次出現煤巖分界面進入K2石灰巖層位,頂板煤層夾矸的厚度為0.8 m.

2號鉆孔探測結果顯示(圖3):從巷道頂板表面開始1.85 m內為黑灰色的泥巖,在1.85 m的位置出現明顯的煤巖交界面,在2.75 m的位置再次出現煤巖分界面進入K2石灰巖層位,頂板煤層夾矸的厚度為0.9 m.

綜合2個鉆孔的探測結果,得到15103運輸巷配巷的頂板結構如圖4所示。15103運輸巷配巷的頂板為典型的煤巖復合頂板結構,由淺至深依次為:泥巖(厚度1.85～1.9 m),其次為煤層(厚度0.8～0.9 m),再上部為K2石灰巖(厚度大于4 m)。下部泥巖的裂隙不發育,泥巖與煤層,以及煤層與K2石灰巖的煤巖分界線之間沒有明顯的水平離層,但是夾矸煤層和上覆K2石灰巖的剛度相差較大,存在離層的風險,成為支護的重點區域。

圖4 窺視孔巖層結構觀測結果(單位:mm)

3 煤巖復合頂板巷道破壞特征數值模擬

3.1 數值模型建立

根據工程地質條件及現場觀測實際情況,建立尺寸為:長×高=60 m×60 m的UDEC數值模型,巷道周邊重點區域采用Trigon三角塊體模型。模型上部邊界均勻施加3.0 MPa等效上覆巖層自重的均布荷載,底部和四周邊界采用位移法固定,破壞準則采用摩爾庫倫模型。建立模型如圖5所示。

圖5 UDEC數值計算模型

3.2 圍巖破壞特征分析

數值模擬得到巷道圍巖裂隙分布特征如圖6所示。

由圖6可知:①配巷掘出以后,淺部圍巖裂隙發育并少量貫通,深部圍巖出現少量的離散裂隙;②無支護條件下,配巷掘出后頂板裂隙發育區高度為1.81 m,處在泥巖和煤層夾矸的交界面位置,容易發生離層變形;兩幫的裂隙發育區寬度分別為1.76 m和1.54 m.配巷的圍巖變形破壞比較明顯;③采用錨桿錨索支護后,配巷在迎頭位置頂板裂隙發育區高度降低為1.17 m,錨桿支護能夠有效控制頂板的變形,將裂隙區控制在泥巖范圍內,保持上部煤層的完整性,提高煤巖組合頂板的主動承載能力;兩幫煤體裂隙區寬度分別減小為0.44 m、0.41 m;錨桿支護能夠有效控制配巷兩幫的變形;④15103運輸配巷圍巖裂隙發育都未超過錨桿有效錨固長度,能夠對巷道圍巖形成穩定的主動承載結構,達到良好的支護效果。

4 煤巖復合頂板巷道支護參數優化

4.1 復合頂板巷道支護參數計算

根據15103運輸配巷鉆孔窺視得到的頂板結構特征和模擬的巷道圍巖破壞特征,以高預應力實現主動支護、控制離層和利用深部堅硬K2石灰巖為原則對復合頂板巷道進行支護參數優化。

在錨網噴高預應力組合拱中,錨桿是支護的主體構件,它能與松動的圍巖相互作用組成組合拱。按照組合拱理論對錨桿支護參數進行調整。

圖7 組合拱參數計算圖

錨桿有效長度:

(1)

式中:l為錨桿有效長度,m;b為組合拱厚度,m;a為錨桿間距,m;α為錨桿對破裂巖體的控制角,一般取45°.

首先要保證泥巖和煤層落在組合拱內形成預應力承載層,后期采用錨索將預應力承載層懸吊在深部堅硬巖層內。根據經驗類比,選取錨桿間距a=900 mm,組合拱厚度b=2.1 m,最終計算得到錨桿長度l=3.0 m.因此,選擇3 m的長錨桿并采用加長錨固的方式,可以最有效地阻止夾矸煤層在上下兩個界面的離層,從而控制頂板穩定。

錨索應將錨桿支護形成的預應力承載結構與深部圍巖相連,發揮深部圍巖的承載能力,提高預應力承載結構的穩定性。圖8為采用FLAC3D對不同頂板錨索長度的圍巖預應力場分布的模擬結果。

圖8 不同錨索長度的預應力場分布

由圖8可知,在相同預應力條件下,長度為6 m的錨索形成的有效壓應力區相互疊加形成整體,錨索的主動支護作用得到充分發揮,但錨索長度過短,錨固區厚度過小,不能保證頂板穩定。當錨索長度增加到8 m時,壓應力區范圍與厚度增加,錨索作用范圍擴大,但錨索有效壓應力區減小,尤其是錨索長度中上部有效壓應力區明顯收縮,主動支護效果差。最終確定頂板錨索合理長度為6.3 m,錨固端在頂板堅硬的K2石灰巖中。

4.2 復合頂板巷道支護參數的確定

西掌煤礦15103運輸巷配巷沿煤層底板掘進,巷道斷面寬×高=5 000 mm×3 500 mm,巷道支護斷面如圖9所示。

圖9 15103運輸巷配巷支護參數(單位:mm)

1) 頂板支護。頂錨桿:使用Φ20 mm×3 000 mm的左旋螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm×1 100 mm,每排6根,頂部錨桿垂直于巷道頂板,兩側肩窩錨桿距離煤幫250 mm,頂錨桿采用加長錨固,每根錨桿用2支MSCK2335型樹脂錨固劑和1支MSZ2360型樹脂錨固劑錨固。頂板使用6眼鋼筋鋼帶,鋼帶采用Φ10 mm螺紋鋼制作,長5 000 mm,寬60 mm.頂板錨索使用Φ17.8 mm×6 300 mm的礦用錨索,采用“212”(第1排與第3排布置2根,第2排布置1根)布置方式,錨索垂直于巷道頂板,1排2根錨索時錨索間距為2 000 mm,錨索排距1 100 mm.

2) 兩幫支護。兩幫錨桿采用Φ20 mm×2 000 mm的左旋螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×1 100 mm,每排5根。錨桿垂直于幫部墻體。幫錨桿使用5眼鋼筋鋼帶,并鋪設金屬網。

5 15103運輸配巷控制效果

15103運輸配巷掘進過程中,優化支護參數后巷道變形如圖10所示。

圖10 15103運輸配巷圍巖變形

由圖10可知,巷道的變形量主要在距離迎頭85 m范圍內產生,巷道兩幫變形量大于頂底板移近量,頂底板移近量最大為143 mm,兩幫移近量最大為108 mm,巷道變形量較小,驗證了支護參數的合理性。

6 結 語

1) 鉆孔窺視測得15103運輸巷配巷頂板泥巖厚度1.85～1.9 m,其次為煤層厚度0.8～0.9 m,再次上部為堅硬的K2石灰巖厚度大于4 m.夾矸煤層和上覆K2石灰巖的剛度相差較大,存在離層風險。

2) 15103運輸巷配巷頂板使用Φ20 mm×3 000 mm錨桿加長錨固,配合Φ17.8 mm×6 300 mm的礦用錨索,可以最有效地阻止夾矸煤層在上下兩個界面的離層,從而控制頂板穩定。

3) 優化支護參數后,15103運輸配巷巷道兩幫變形量大于頂底板移近量,頂底板移近量最大為143 mm,兩幫移近量最大為108 mm,有效控制巷道圍巖穩定。