急倾斜松软煤层回采巷道上帮煤体的稳定性控制

秦　涛,　冯俊杰,　石浩然

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.黑龙江省龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)



急倾斜松软煤层回采巷道上帮煤体的稳定性控制

秦涛1,冯俊杰2,石浩然1

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.黑龙江省龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)

为控制新强煤矿急倾斜松软煤层回采巷道上帮变形失稳,采用理论分析和现场实验相结合的方法对急倾斜煤层回采巷道合理支护方式、支护参数和上帮稳定性控制技术进行研究。结果表明:急倾斜煤层巷道的变形与破坏呈非对称性;采用锚杆支护后,影响上帮稳定性的关键因素是巷道底臌的控制,巷道上帮底角是控制的关键部位。新强煤矿采用文中回采巷道支护参数优化设计方案,巷道变形得到了有效控制,取得了显著的支护效果。

回采巷道; 急倾斜煤层; 稳定性; 锚网支护; 支护参数

(1.Key Laboratory of Mining Engineering of Heilongjiang Province College, Heilongjiang University of Science & TechnologyHarbin 150022, China; 2.Qitaihe Branch, Heilongjiang Longmay Mining Holding Group Co.Ltd., Qitaihe 154600, China)

0　引　言

急倾斜松软煤层巷道围岩具有“软、弱、松、散”的特点,其岩石强度低、破碎、易风化、遇水易膨胀[1-2]。急倾斜松软煤层巷道掘进容易,但维护困难,支护体除承受岩层的重力作用外,还承受较大构造应力、膨胀应力,部分情况下水平压力比垂直压力更大[2]。此时,需要采取合理的巷道稳定性控制技术,以提高围岩强度,改善围岩应力状况,充分发挥围岩本身的承载能力,减缓其变形移动,保证巷道的支护断面稳定。国外关于急倾斜煤层开采的研究,主要集中在开采设备和采煤方法方面,而有关急倾斜煤层回采巷道稳定性控制的研究相对较少[2]。国内一些学者对急倾斜煤层施工与支护问题进行了相关研究,主要涉及急倾斜松软围岩回采巷道中的矿压显现特征[3]、不同倾角和不同开采方法情况下顶板破断规律及其力学行为、急倾斜中厚煤层巷道的支护参数,以及非对称载荷下锚索耦合支护技术等[4]。目前,国内急倾斜松软煤层巷道围岩控制技术方面,主要借鉴缓倾斜煤层的一些研究成果,然而,急倾斜松软煤层巷道的支护技术及作用机理有其自身的特点,在支护工程设计和实施方面与倾斜煤层巷道区别较大[2]。基于以上背景,笔者结合新强煤矿的生产条件与地质条件,考虑急倾斜煤层巷道围岩破碎松散的特点,对急倾斜松软煤层回采巷道上帮煤体稳定性控制技术进行相关理论与实践研究,探索其应用价值。

1　研究区概况及支护方式

1.1新强煤矿支护概况

1.2急倾斜煤层支护方式

急倾斜煤层回采巷道,在开挖时,煤层松动,自稳能力下降,而且支护结构受力不对称,顶板控制问题更为突出。采用常规的架棚支护方式,很难适应巷道变形,生产过程中往往需要多次对巷道卧底、翻修。采取相应的卧底和翻修技术措施后,巷道仍难以满足矿井安全生产的要求,制约着矿井的安全高效生产。

锚杆支护方式对于受采动影响的回采巷道具有良好的支护效果,已经被大量的工程所证实。巷道周边破碎的煤岩层采取锚杆支护加固技术,可充分利用围岩自身承载性,增强围岩稳定性,以减小巷道围岩的位移变形量。急倾斜煤层采空区端头破坏范围大,特别是下端头,塑性区范围超过15 m[2],使得区段平巷往往布置在松散、软弱的煤层中。在这种生产条件下,更适合采用锚杆加固岩体,保持围岩稳定。为了进一步控制上帮的变形失稳,考虑上帮铺网以防止煤壁冒落。

2　锚杆支护参数设计

2.1支护设计

急倾斜煤层巷道顶板下沉与底臌变形造成其中部拉应力集中,巷道两帮因受到较大的剪切应力而产生膨胀变形,在两帮角处出现较大的应力集中[2],需采取合理的支护方式以保证巷道顶底板和两帮稳定。巷道布置在侧向压力塑性区,属于大松动圈范围,巷道上帮和底臌是支护的重点。因此,应用围岩大松动圈的组合拱支护理论,确定急倾斜煤层巷道锚杆支护基本参数[3]。

急倾斜煤层巷道变形呈现明显不对称性,导致回采巷道不对称变形和破坏的主要原因是,围岩底板微隆、上帮膨胀。因此,需根据巷道变形破坏特点,采取有针对性的巷道支护措施。上帮底角是急倾斜煤层回采巷道支护的关键控制部位,上帮底角的有效加固可提高其强度特性,避免上帮角的过早破坏,以及由上帮角破坏而引起的围岩失稳。

急倾斜回采巷道关键控制部位可采用锚索重点加强支护,该加强支护方式可有效地减少巷道围岩变形,减轻底臌膨胀,大大增强巷道围岩稳定性[2]。加固巷道帮、角可以强化围岩的强度,控制巷道围岩塑性区的进一步发展,以防止和减少因底板围岩塑性变形、黏塑性流动和破裂围岩体积膨胀造成的底臌。另外,加固巷道帮脚可提高巷道两帮围岩自承能力,减少两帮下沉量和底臌量。

2.2支护参数

急倾斜煤层回采巷道布置在上区段的侧向压力塑性区内,其破坏松动范围符合大松动圈条件,因此,文中基本支护参数设计,依据围岩大松动圈的组合拱支护理论[4-6]确定。

2.2.1顶锚杆长度和间距

实际生产巷道宽度为2.8 m,采用小煤柱护巷沿空留巷布置方式,设计锚杆支护形成的组合拱厚度为1 100 mm。根据新强煤矿围岩松碎和变形大的实际情况,借鉴国内急倾斜煤层回采巷道锚杆支护经验[3, 7],适当增大锚杆的支护密度,锚杆间距和排距确定为1 000 mm,外露锚尾段确定为100 mm,锚杆长度由式(1)计算,最终确定锚杆长度为2 200 mm。

锚杆长度计算式为

l=δ+a+lw,

(1)

式中:l——锚杆长度,mm;

a——锚杆间排距,mm;

δ——组合拱厚度,mm;

lw——锚尾外露长度,mm。

2.2.2帮锚杆长度和间距

实际生产巷道两帮高度为2.0 m,设计锚杆支护形成的组合拱厚度1 100 mm。锚杆间距和排距确定为800 mm,外露锚尾段确定为100 mm,锚杆在岩体中的控制角取45°,则锚杆长度为2 000 mm。

2.2.3锚杆锚固力及杆体、钻孔直径

根据工程类比法,急倾斜煤层巷道锚杆的锚固力确定为FQ=60 kN,可以满足支护要求。

煤帮加固时,根据工程类比法,设计锚固力为60 kN,A3钢材抗拉强度为380 MPa,锚杆直径计算式为

(2)

式中:d——锚杆直径,mm;

σt——钢抗拉强度,MPa;

K——考虑富余系数。

根据式(2)求得锚杆直径为18 mm。根据锚杆直径,确定锚杆钻孔直径为28 mm。

2.2.4锚固剂参数

对于大变形巷道,为了保障支护的可靠性,设计采用树脂锚固剂。锚固力计算式为

Fc100=0.1π×dh×τc,

(3)

式中:Fc100——每100 mm孔长的锚固力,kN;

dh——锚杆孔直径,mm;

τc——煤体的抗剪强度,MPa。

经计算，煤体中钻孔的锚固力Fc100=14.1 kN,岩体中钻孔的锚固力Fr100=50.1 kN,树脂锚固剂的锚固力为61.5 kN。锚固长度按煤体强度考虑,可以满足煤层和岩层支护安全要求,则锚固长度426 mm。钻孔直径为28 mm时,每根K2530锚固剂的锚固长度为575 mm。因此,采用一支K2350树脂锚固剂即可满足要求。2.2.5钢筋托梁

为了有效维护上帮的破碎煤岩体,在每个锚杆支护循环中加w型钢带,使锚杆支护系统的抗弯能力增加,锚杆间围岩的变形与移动减小,锚杆系统的完整性和稳定性增强。在不具备使用w型钢带情况下,可采用两根平行的φ12 mm钢筋,以横筋焊接成的梯子状的钢筋托梁替代。钢筋拖梁宽度80 mm,横筋间距600 mm,长度根据巷道高度确定。2.2.6金属网

巷道围岩破碎段,围岩脱落后将导致锚杆组合拱的承载圈变薄,甚至会使得锚杆支护失效,所以在巷道围岩破碎段采用金属网防止围岩脱落。考虑到巷道围岩所承受的动压,支护中采用12#铁丝编织的菱形金属网,选网目50 mm×50 mm,金属网规格为5 500 mm×600 mm。

2.2.7托盘

端锚锚杆的支护主要依靠锚头的锚固力和托盘压力的反向拉紧作用。考虑到围岩容易滑移、抽冒的特点,设计中选用碟形钢托盘以提高加载效果,托盘尺寸为100 mm×100 mm×8 mm,中孔直径为18 mm。为了增大围岩破碎的防护能力,在围岩松碎的地区增垫木托板,木托板尺寸为50 mm×200 mm×400 mm,中孔直径为18 mm。锚杆与岩层法线倾角大于10°的,采用斜拖盘,以保证拖盘与围岩表面均匀接触。2.2.8加强锚索长度和间距

采用锚索加强巷道上帮脚关键部位支护。根据新强煤矿实践经验,每三排锚杆布置一套高预应力小孔径锚索,锚索长度为4.0 m,每孔采用三条CK2340超快树脂药卷和三条K2350快速树脂药卷。

2.3布置方式

文中设计的急倾斜煤层回采巷道支护系统,基本呈放射状布置,综合布置见图1。

图1　巷道支护布置Fig. 1　Support assignment of roadway

3　控制技术

为了有效控制上帮失稳,提高巷道围岩整体的稳定性,增强巷道自身承载能力,采取如下技术措施:

(1)采用大功率的风动扳手,提高锚杆预紧扭矩和预紧力,增大巷道初期的支护强度。

(2)增加树脂药卷数量,并采用全长锚固锚杆。在原回风巷设计施工中,锚杆采用一支Z2350型树脂药卷,当围岩较破碎时,锚固端容易失效,导致围岩自身强度降低。顶锚杆使用一节CK2340和两节Z2350型树脂药卷,帮锚杆采用三节Z2350型树脂药卷进行全长锚固,以改善围岩受力状态,提高围岩自身强度及承载能力。

(3)加长帮锚杆长度,以增厚挤压加固拱。锚杆越长,巷道围岩内形成的挤压加固拱越厚,巷道围岩的支承力越强,围岩抗变形的能力越强。巷道顶板支护强度大于巷道两帮,变形破坏易在支护强度相对较低的帮部显现。当帮锚杆出现断根时,将帮锚杆长度加长至2 400 mm。

(4)加大帮锚杆直径,以增强帮部支护强度。当支护强度不够时,将引起巷道的变形,支护强度越弱围岩变形量越大,可将帮锚杆直径由18 mm加大至22 mm,同时将与锚杆配套的托盘由原规格100 mm×100 mm×8 mm改为100 mm×100 mm×12 mm,防止因托盘严重凹进或被压裂破坏而导致锚杆支护失效。

(5)增设帮锚索,以加强帮部支护强度。当出现窄小煤柱整体向巷内移近时,在距巷道底板1.0和2.2 m位置,以2.5 m间距交错布置两排φ17.8 mm×4 600 mm帮锚索,加强煤柱深部支护强度,提高煤柱整体稳定性,控制深部位移量。锚索每平方米不少于0.3根,煤柱净宽5 000 mm,帮锚索外露350 mm,锚索锚入煤体长度4 200 mm;托盘选用80 mm木托盘+10 mm钢托盘,使用四节Z2360型树脂药卷锚固,锚固长度达到锚索锚入长度的二分之一。

4　围岩变形量实测

图2　巷道围岩变形位移曲线Fig. 2　Deformation displacement curves of roadway surrounding rocks

5　结束语

针对急倾斜松软煤层回采巷道上帮失稳特点,分析急倾斜松软煤层回采巷道支护方式。采用松动圈理论进行锚杆支护参数的设计,确定锚杆直径、长度、锚固长度等关键参数,以及支护材料,同时提出回采巷道上帮稳定性控制技术措施。新强煤矿急倾斜煤层回采巷道支护实例表明,采用锚杆支护,巷道上帮通过铺网和打底锚索进行加固,可取得良好的支护效果,且能有效控制巷道围岩变形失稳。

[1]杨培功, 侯敬民, 王久伟. “三软”煤层采准巷道全锚索支护技术[J]. 煤矿开采, 2013(2): 55-57， 70.[2]秦涛, 刘永立, 冯俊杰, 等. 急倾斜煤层巷帮变形失稳数值模拟[J]. 辽宁工程技术大学学报: 自然科学版, 2013(5): 582-586.

[3]董方庭. 巷道围岩松动圈支护理论及其应用技术[M]. 北京: 煤炭工业出版社, 2001.

[4]郭庆勇. 急倾斜水平分层开采巷道锚网支护工程研究与应用[D]. 北京: 中国矿业大学, 2010.

[5]常聚才, 谢广祥, 罗勇, 等. 急倾斜煤层全煤巷道锚网索支护参数设计[J]. 煤炭科学技术, 2007, 35(1): 46-48.

[6]钱鸣高, 缪协兴, 许家林, 等. 岩层控制的关键层理论[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2000.

[7]秦涛, 齐宏伟, 刘永立. 桃山煤矿薄煤层群切顶巷区域应力特征数值分析[J]. 黑龙江科技学院学报, 2012(5): 461-465.

[8]郭延华， 李良红， 张增祥， 等. 内错式下分层回采巷道围岩变形破坏机理研究[J]. 河北工程大学学报： 自然科学版， 2007(2)： 20-22， 30.

(编辑荀海鑫)

Control technology of roadway rise side in steeply inclined soft coal seams

QINTao1,FENGJunjie2,SHIHaoran1

This paper follows from the need for controlling the instability of roadway rise side in steeply inclined soft coal seams in Xinqiang mine. This control solution involves investigating the reasonable supporting approaches and parameters, control technology of rise side in steeply inclined soft coal seams roadway by means of theoretical analysis and on-site tests. The study shows that there occurs asymmetry between the deformation and failure in steeply inclined soft coal seams roadway. The use of bolt support is followed by the control of floor heave, which forms the key factor ensuring the stability of the roadway rise side and in which a key controlling part is the foot of the rise side. The final support parameters are determined by theoretical analysis and optimization, and are tested on-site． The use of the roadway support parameter optimization design results in the effective control of roadway deformation in Xinqiang mine, with an improved support effect．

mining roadway; steeply inclined coal seams; stability; bolt-net supporting; supporting parameter

2013-10-08

黑龙江省教育厅科学技术研究(指导)项目(12533065)

秦涛(1983-),男,黑龙江省汤原人,讲师,硕士,研究方向:采煤方法与巷道支护,E-mail:qintao-1983@163.com。

10.3969/j.issn.1671-0118.2013.06.002

TD353

1671-0118(2013)06-0510-04

A