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德順煤業復合頂板巷道圍巖控制技術研究

2024-05-12 15:11:50崔樹文
同煤科技 2024年1期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

崔樹文

(山西焦煤西山煤電德順煤業有限公司,山西 呂梁 033000)

隨著礦井不斷增大開采強度和深度,巷道所受到的地應力也在持續增大,巷道圍巖不斷發生破碎,錨桿與錨索破斷失效數量在增加,頂板垮落的概率也在升高,導致巷道難以支護[1]。由于煤層賦存條件的不同,部分礦井所開采煤層頂板屬于復合頂板,復合頂板具有發育充分的裂隙、巖層間具有較小的粘結力、強度小、穩定可靠性差,巷道掘進后易發生破斷[2],復合頂板巷道支護已成為現階段急需攻克的難題。

科研工作者對此開展大量科研工作,范仕清等[3]在丁集礦1232(1)工作面回風巷通過預應力中空錨桿和預應力中空錨索分步注漿,明顯減少了巷道圍巖的變形;高鳳偉等[4]在趙莊煤礦實施全斷面高預緊力錨索支護技術,回采巷道的圍巖變形量明顯下降,確保礦井安全回采;王新國等[5]在榆家梁煤礦軟弱復合頂板巷道實施“內+外層錨桿”聯合支護方案,頂板、兩幫最大變形量下降了50%以上。

本文在山西焦煤集團西山煤電公司德順煤業(簡稱“德順煤業”)11106 皮帶巷掘進面開展試驗研究,研究復合頂板巷道圍巖變形破壞規律,分析在錨桿預緊力不同時如何抑制復合頂板離層,并制定復合頂板巷道圍巖的支護措施,提高圍巖的穩定性[6-7]。

1 工作面情況

山西焦煤集團西山煤電公司德順煤業11106工作面開采11#煤,煤厚為3.9 m,煤層傾角為6°,傾斜長度124 m,可采走向長度690 m,埋藏深度440.5 m,工作面柱狀圖如圖1所示。從圖1得到:巷道頂板屬于復合頂板巖層。

圖1 柱狀圖

11106 皮帶巷位于一采區東南翼,東鄰礦界保安煤柱、工作面東部40 m 為金達煤業9#、10#煤層采空區,南鄰X8 陷落柱及煤柱,西鄰11102 工作面(已回采),北鄰東翼膠帶大巷,工作面上部為10102、10106 采空區。

巷道掘進完成后作為11106 工作面的出煤巷道,主要用途為鋪設皮帶給工作面運輸煤炭,掘進面尺寸5 m(寬)×2.8 m(高),掘巷采用EBZ-135 型掘進機割、裝、運煤,頂板支護采用的是錨桿、錨索,錨桿中間添加錨索,二者分別長為2.4 m、7.4 m,每排按6根、3根布置錨桿及錨索,排距1 m×1 m;巷幫施工錨桿4根,采用菱形金屬網支護頂板及兩幫,間排距與頂板布置相同。

表1是工作面地應力測試結果,從表中看出,最大水平主應力方向與皮帶巷走向的夾角為65.3°,說明對巷道頂底板穩定性產生了較大沖擊。表2顯示了巷道頂板單軸抗壓強度測試結果,可以看出巖層間強度差異大,對巷道圍巖穩定性產生了顯著影響。

表1 地應力測試結果

表2 單軸抗壓強度測試結果

2 巷道變形特征

2.1 頂板巖層變形規律

11106 皮帶巷掘進一段時間后,頂板多處出現較大離層,淺區離層值87 mm,深區42 mm,直接頂出現了嚴重的裂紋、損壞,頂板出現了一些墜袋,需排出碎矸。錨桿只起到懸吊作用,不再起到主動支撐的作用。頂板中間地點開始彎曲變形,覆巖施加于錨桿的作用力超過150 kN,有的地點錨索和錨桿發生斷裂,難以維護頂板。為有效阻止頂板發生彎曲下沉甚至破碎冒頂,通過采取補強支護手段(打設單體柱和架工字鋼梁)抑制頂板下沉,但是補強支護效果不佳,單體柱因承載壓力大而發生超載卸壓,工字鋼梁被壓彎變形。

在11106 皮帶巷650 m 處施工3 個頂板巖層裂隙觀測孔,以觀察裂隙發育情況。設計觀測孔的長度為10 m,方位角為270°,傾角分別為40°、45°、50°。

此次頂板巖層變形規律分析選擇1 號鉆孔進行研究,利用鉆孔窺視儀觀察1 號鉆孔頂板發生明顯離層的區域,圖2 為鉆孔窺視情況。從圖2 中看出:鉆孔長度不超過4 m 時,頂板巖石破壞比較嚴重,出現了多處深裂紋與碎石,離層明顯。鉆孔長度在4 m 至6 m 之間,有幾處出現了離層;鉆孔長度超過6 m 處的巖層整體性較好,但離層現象持續延伸向更深處,圍巖穩定性存在挑戰。

圖2 鉆孔窺視情況

2.2 頂板錨桿變形規律

在11106 皮帶巷頂板嚴重變形處選擇6 根錨桿進行研究,此處巷道受外界環境影響很小,掘進規范,地質條件簡單,具有一定的代表性,從左至右依次抽出6根同排錨桿,編號1~6號,以素描的方式取得錨桿變形效果,如圖3 所示。表3 為1~6 號錨桿變形量,從表3發現:巷道頂角區域設置1、6號錨桿,二者在煤巖分界面處發生明顯的剪切變形,其余部分幾乎沒有變形。巷道頂板兩側為2、5 號錨桿,同樣在煤巖分界面出現較大剪切變形,但在其他部分也發生輕微變形。頂板中部的兩根錨桿標為3、4 號,與其他錨桿不同,3、4 號在分界面的變形小,但在其他面比另外4 根錨桿的剪切變形量大。

表3 1~6號錨桿變形量

圖3 素描錨桿變形效果

2.3 頂板巖層變形過程

圖4 為11106 皮帶巷復合頂板巖層變形過程。最初掘進巷道時,頂板巖層在錨桿和錨索的支撐下,頂板結構完好,未出現明顯離層,巖層相對穩定。掘進1個月后,因為巖層間的物理性質差異,會產生變形不同步,表現為輕微離層,受水平、垂直應力共同作用,頂板出現下沉但下沉量較小,頂板幾乎保持穩定;掘進3個月后,頂板出現明顯下沉,各巖層間離層顯著,頂板逼近失穩。掘進6 個月后,巖層變形加大,突破彎曲極限,產生塑性破壞出現碎塊,頂板失穩不再具有支護作用。

圖4 巖層變形階段

3 巷道支護分析

3.1 錨桿預緊力的控制作用

根據11106 工作面圍巖與巷道實際,利用FLAC3D數值模擬軟件搭建復合頂板巖層研究模型,具體如圖5所示,模型的長、寬、高分別為40 m、1 m、17.9 m,對模型進行劃分,單元和節點分別為20 580 個、30 090 個,重力加速度取值為10 m/s2,錨桿的有效錨固距離取800 mm,模型的計算模式選取大變形。根據工作面選用的錨桿型號設置錨固段參數,將每根錨桿劃分pile單元為24 個,在錨桿錨固區域構建interface 單元模擬層理面為7個。

圖5 數值模型

模擬給錨桿施加不同的預緊力,頂板塑性區面積如圖6 所示。從圖6 中看出:錨桿支護但未預緊時,頂板彎曲下沉且出現離層,淺層巖層雖由錨桿緊固于深層巖層,但其穩定性不佳,長時間風化作用下易出現失穩垮落;預緊力為30 kN,頂板塑性區面積有所減小,層理面間出現離層,巖層穩定性降低;預緊力增加至120 kN,破壞性面積顯著變小,圍巖的穩定性增加;升高至180 kN,幾乎沒有出現離層,說明高預應力錨桿能夠增強支護,降低離層概率,切實提高復合頂板巖層的強度與穩固。

圖6 錨桿預緊力不同時頂板塑性區面積

模擬錨桿施加不同預緊力時,頂板的垂直位移如圖7 所示。從圖7 可以發現:當未施加預緊力,頂板垂直位移高達186 mm,呈現明顯的下沉,說明錨桿支護無法穩固巖層;不斷增大預緊力,下沉位移不斷變小;升高到180 kN,位移出現最大值約60 mm,說明高預應力錨桿可以顯著提高巖層自承載能力。

圖7 錨桿預緊力不同時頂板垂直位移情況

3.2 復合頂板巷道支護方法

1)提高錨桿(索)預緊力。當給予錨桿錨索高預緊力時,其對復合巖層的固定作用增強,巖層之間離層現象減弱,巖層的整體性較好。將錨桿更換為短錨索,預緊力能夠增強4倍至6倍。

2)淺部和深部巖層聯合支護。因為在應力作用下,淺層巖易出現裂痕損壞,而多個短錨索同時作用,會在淺層巖內部搭建出預應力梁;同時短錨索具有較強的剛度,會增強抗剪強度,抵抗剪切變形;長錨索作用于深巖層,會提高巖層整體的承載能力,長短錨索結合可減少因淺層巖破損造成的冒頂事故。

3)使用高剛度支護材料。利用高強度的鋼筋網能提高巖層的整體性,利用W 鋼帶能增大淺層巖的支護面積,進一步提高頂板結構完整性。

4 現場實踐

4.1 支護方案設計

11106 皮帶巷支護參數:選用?22 mm×4 300 mm、250 kN 預緊力的短錨索,錨固方式使用加長錨固,按照每排5 根施工,間排距為1 050 mm×1 000 mm,通過W鋼帶對5 根錨索進行連鎖。每2 排短錨索中間施工2 根長錨索,長錨索選用?22 mm×7 300 mm,其他參數都和短錨索一致。頂板的金屬網選用由長度分別為5.5 m、寬度分別為1.2 m 的鋼筋網和塑料網二者組合而成的雙層網對頂板進行補強支護。

巷幫選用?22 mm×2 400 mm 的錨桿加長錨固,轉矩400 N·m;使用W鋼護板、高強度拱形護板輔助錨桿支護,選擇規格為3.5 m×1.2 m(長×寬)的菱形網作為網片,間排距為900 mm×1 000 mm。

4.2 圍巖變形監測

支護完成后,對巷道圍巖變形情況進行監測。在距離工作面開切眼100 m、200 m 的位置增設頂板離層儀,在距頂板4 m 處設置淺部基點,用LBY—3 頂板離層儀監測短錨索支護區離層值,7 m 處設置深部基點,監測短錨索、長錨索支護區離層值。在同樣的兩處位置增設巷道表面位移監測站,采用十字布點法,在頂底板和兩幫均設置0.4 m的木樁,并依次設置上彎形測定釘、測定繩。因此,圍巖巖層的變形量就可以依靠測定繩來獲取。

圖8 為頂板離層儀監測情況,從圖8 可以發現:100 m 處的監測數值,淺部離層最大值16 mm,深部11 mm;200 m 處的離層最大值分別為淺部29 mm、深部10 mm。以上數據表明巷道頂板淺部和深部的離層值都相對較小,巷道圍巖保持了較好的穩定性。

圖8 頂板離層監測曲線

同時借助鉆孔窺視儀觀測巷道頂板,鉆孔內處于煤巖分界面區域的孔壁幾乎未發生較大的剪切變形量,表面巷道頂板保持良好的完整性,基本與頂板離層儀觀測情況一致。

圖9 為巷道表面位移監測曲線,從圖9 可以發現:100 m、200 m 處的監測數值,巷道頂板下沉量最大值分別是29 mm、41 mm,分別占巷道最初高度為0.9%、1.3%,兩幫移近量最大值各是58 mm、76 mm,占巷道最初寬度的1.2%、1.6%。二者數據對比看出,各項指標無太大變化,圍巖較完

圖9 巷道圍巖變形監測曲線

5 結論

1)影響巷道穩定性主要集中在淺部巖層,其離層現象較顯著;錨桿設在頂角和頂板兩側,于煤巖分界面發生顯著剪切變形;設在頂板中間,煤巖分界面變形較小,但處于弱膠結巖層和錨桿錨固段與自由段分界面的變形較大;從巷道掘進初期至掘進完成后,頂板巖層經歷原巖——穩定——臨界失穩——失穩四個狀態過程。

2)通過數值模擬發現,無預緊力或預緊力較小時,錨桿不能充分支護頂板,淺部離層較多;隨著預緊力升高,頂板的離層量、下沉量不斷下降。高預應力錨桿明顯增強了圍巖的自承載能力,具有良好的主動支護作用。

3)按照模擬結果,在德順煤業11106 工作面進行現場實驗,采用長短錨索相結合的支護方式并進行位移監測。監測結果顯示,淺部、深部離層值均很小,頂板下沉量、兩幫移近量變化較小,表明該支護方式可以較好地保持巷道圍巖的穩定性與完整性。

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