基于顶板结构分类的锚杆参数动态设计方法＊

刘洪涛 马念杰 袁聚良 石建军 冯吉成 范彦阳

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

我国煤矿巷道锚杆支护参数设计多应用工程类比法,一条巷道乃至一个采区(盘区)的巷道都采用同一支护参数。但煤矿井下围岩条件复杂多变,有的巷道在几百米长的范围内顶板岩层组合形式就多达5种(见图1),以一种支护参数应用于几千米长的巷道,不仅会造成巷道在很大范围内支护强度过剩,局部区域还会出现支护强度不足,存在着冒顶的隐患。本文以现场应用为基础,以顶板结构探测仪为基本探测仪器,以顶板结构分类结果为依据,对矿区或单一巷道进行动态支护技术研究。所谓“动态”设计方法,指根据顶板探测、分类结果,对锚杆支护参数设计进行改变,不同类型的顶板采用不同的支护参数,既节约了支护成本,也减小了冒顶事故发生的几率。顶板分类结果随巷道的掘进、顶板探测密度和数量的加大而逐步细化,直接决定最终支护参数的确定。

图1 一条巷道内的5种顶板岩层组合

1 煤巷顶板结构探测

由于巷道顶板事故多数是由岩层组合劣化引起的,冒顶部分顶板围岩与其它稳定区域的围岩条件不同,一般不属于同一类别,在这种不同类别的顶板中使用相同的锚杆支护参数必然造成一方面支护强度过剩(占60%以上),另一方面支护强度不足(万分之五)。因此在进行锚杆支护参数设计时,能否找出顶板易冒顶隐患区域(劣化区域),直接影响最终支护效果。采用顶板结构探测仪,可很好地解决这一问题。

岩石特性与锚杆钻机钻孔时的钻进速度V、转速N和推力T密切相关,钻进速度V、转速N和推力T与岩层特性综合指标R之间可以用函数R=f(V,T,N)表示。因此,可以通过密集、连续和高精度的同步检测锚杆钻机钻孔时的钻进速度V、转速N和推力T来分析判断顶板不同位置的岩性,从而发现冒顶隐患。将顶板结构探测仪安装在锚杆钻机上,利用锚杆钻机钻孔这一施工过程,每0.8～1.0 m对顶板地质情况逐一查明,将巷道划分为若干区域,将利用顶板岩层结构探测仪测得的顶板岩层参数进行分类(每个区域的范围可以达到足够小),由此发现易冒顶顶板隐患,确定其顶板结构类型,从而及时地改变锚杆支护参数或进行补强支护,经现场试验结果分析,观测结果与岩芯的实测值间的吻合率达95%。顶板钻孔岩芯及其与钻速、推力、转速的关系对照图如图2所示。

图2 顶板钻孔岩芯及其与钻速、推力、转速的关系对照图

2 顶板岩层结构分类

目前,国内外巷道围岩稳定性分类方法较多,归纳起来分为两大类,即静态巷道围岩稳定性分类和动态巷道围岩稳定性分类。但存在一个共性的问题为:分类指标为静态指标,这些指标在巷道的局部区域取得,获取数量有限。所以,这样的分类针对性不强。

而利用锚杆(索)钻机钻孔支护这一过程,紧跟掘进头进行顶板结构探测,及时掌握顶板岩层结构的变化情况,使顶板岩层结构判别指标具有及时性和动态性。以坚硬岩层距顶板的距离、坚硬岩层的稳定跨距和巷道跨度3个参数作为顶板稳定分类的指标,并按顶板稳定性的程度分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ种类别,不同类别的顶板采用不同的设计支护方法。

在进行单一岩层稳定性分析时,可将岩层简化为单一的梁,对其进行稳定跨距、承载能力的计算,但在现实条件中顶板的岩层往往不是一个连续的梁结构,被节理、裂隙切割或已经断裂为若干块,这时顶板岩层形成块体梁的结构,断裂但未垮落,仍有一定的承载能力,因此可对顶板范围内任一岩层进行稳定性研究。按照块体梁计算岩层的稳定跨距:

式中:L1——岩层的稳定跨距;

Rt——岩层抗拉强度极限;

f强、f采、f埋、f地应力——为岩石强度影响系数、采动影响系数、岩层埋深影响系数和地应力影响系数;

h——岩层厚度;

qnx——顶板岩层对第x层岩层施加的载荷。

根据现场具体数据、顶板岩层探测结果及公式(1),可以判断出顶板稳定岩层位置、承载能力与性质。

因此,通过稳定跨距计算可以确定该岩层是否稳定以及距顶板的距离,进而根据稳定岩层位置对顶板岩层结构组合进行分类。不同类别距离分界线根据矿区具体条件而定。

如神东矿区,使用的锚杆长度大部分在1.6～2 m,锚索长度为6～8 m,因此根据稳定岩层确定顶板类别时,其距离分界线为2 m、4 m、6 m。根据煤矿精查阶段的钻孔地质资料,可以初步确定该矿范围内顶板结构类型,随着顶板探测工作的进行,顶板钻孔的密度不断增加,及时修正、补充顶板结构分类结果,使其更接近现场实际情况。

巷道采用锚杆与锚索联合支护时,锚索的单根安装造价约为锚杆的10～15倍,如采用合理的锚杆支护参数,能尽量少用或不用锚索,则巷道的支护费用会大大降低,为煤矿带来可观的收益,因此在进行支护参数设计时,根据顶板类型的不同,依次选用圆钢锚杆(端锚)、螺纹钢锚杆(加长锚或全长锚)、圆钢锚杆+锚索、螺纹钢锚杆+锚索的支护形式。根据顶板岩层稳定性分析结果,可以得出不同岩层组合时顶板的结构类型,并根据巷道中顶板类型的变化及时改变锚杆支护参数设计。

(1)Ⅰ类顶板。稳定顶板,距顶板2 m范围内有稳定岩层。在锚杆锚固的范围内存在稳定岩层,则直接采用悬吊理论对支护参数进行设计,支护形式采用圆钢端锚锚杆,如图3(a)所示。

图3 不同顶板结构类型支护示意图

(2)Ⅱ类顶板。中等稳定,距顶板2～4 m范围内有稳定岩层;Ⅲ类顶板,不稳定,距顶板4～6 m范围内有稳定岩层,根据现场实际情况的不同,Ⅲ类还可分为Ⅲ-1类和Ⅲ-2类。在锚杆锚固范围内不存在稳定岩层,但在锚索的锚固范围内有稳定岩层,这时可采用圆钢锚杆+锚索的形式进行支护;也可以采用单一的螺纹钢锚杆(加长锚或全长锚),以锚固串的稳定机理为依据,进行支护参数设计,如图3(b)所示。

(3)Ⅳ类顶板。极不稳定,在距顶板6 m范围内没有稳定岩层。在锚杆与锚索的锚固范围内均不存在稳定岩层,可采用螺纹钢锚杆(加长锚或全长锚)+锚索的支护方式,形成由锚固串构成的承载结构;也可以采用其它支护型式进行加强支护,如图3(c)所示。

3 锚杆支护参数动态设计方法

以某矿的顶板结构分类结果为例来说明动态设计方法的应用,如图4所示,图中不同线条区域代表不同类型的顶板。

由分类结果可以看出,该矿的顶板岩层组合较为复杂,包括了各种类型的顶板,井田东部(图右侧)以Ⅰ、Ⅱ类顶板为主,顶板结构较稳定,中部则以Ⅲ类顶板为主,少部分区域属于Ⅳ类顶板,顶板稳定性差,西部大部分区域以稳定类型为主,向中部靠近逐步发展为中等稳定类型。图中左侧与右侧巷道已掘出或正在开采,中部大部区域尚在规划期。根据分类结果可对已掘巷道支护参数进行评价,对未掘进的巷道按类型进行支护参数设计。

图4 某矿顶板结构类型分布图

可将该矿原使用的锚杆支护参数与采用动态设计方法优化后的参数进行比较,巷道尺寸高3.8 m,宽5.4 m。支护参数比较见表1。

原方案采用单一的参数设计,不能适应地质条件的变化,大多数区域支护过剩,浪费大量的锚索,采用原方案支护至Ⅳ类区域时,支护强度不足,有冒顶的危险。采用动态设计方法时,顶板处于Ⅰ、Ⅱ类区域时,基本取消锚索,不需要二次补强支护,Ⅲ、Ⅳ类顶板锚索优化为每排两根,取消巷道中部锚索,使锚杆-锚索系统协调变形,防止锚索因延伸量不足而发生破断进而破坏整个支护系统的稳定性。通过对试验巷道的支护效果监测,动态设计后的参数满足现场实际需求。

表1 支护参数比较表

根据顶板结构类型分布图,可以进行如下应用:

(1)对于已掘进好的巷道,可以根据顶板结构类型分布图对本条巷道现有的支护参数进行评价,及时地发现支护强度不足之处,对于现有支护强度小于顶板所处类型所需最小支护强度时,要及时采取措施进行补强或加强支护。

(2)对于尚未掘进、未布置工作面的区域,可以在掘进前就根据顶板类型设计出支护参数,针对不同类型顶板设计出相应合理的支护参数,便于煤矿提前合理地安排生产,使支护设计真正做到安全合理。

(3)进行巷道掘进施工时,施工进行到两种类型顶板相交叉、变换的区域时,可提前做好准备。巷道顶板结构变好时,可相应地降低支护强度,节约人力物力;顶板结构变劣时,增加支护强度,降低冒顶事故发生的概率,保证工作面安全生产。

4 结论

顶板锚杆支护参数动态设计方法,可有效地解决我国煤矿巷道当前普遍存在的多数区域支护强度过剩、局部区域支护强度不足的问题,既可以节约支护成本、降低冒顶事故发生的概率,还可以保证矿井的安全生产和快速掘进,有着很好的发展和应用前景。因其在应用时以顶板分类结果为依据,所以在很大程度上受顶板结构探测密度、精确度的影响,因此有必要进一步优化顶板结构探测仪的性能,使探测结果更精确地反映现场的实际情况。

[1] 贾明魁,锚杆支护煤巷冒顶事故研究及其隐患预测[D].北京:中国矿业大学(北京),2004

[2] 马念杰,赵庆彪,刘少伟,煤巷锚杆支护新技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2006

[3] Maleki,H.N.,McVey,J.R.,1988.Detection of Roof Instability by Monitoring the Rate of Movement.Bureau of Mines Report of Investigation,RI9170,12 pp

[4] 钱鸣高,石平五,矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003

[5] 贾安立,基于多块体平衡岩梁的煤巷锚杆参数设计方法研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2006

[6] 刘洪涛,基于锚固串群体围岩的煤巷锚杆支护参数研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2007