大断面碎裂煤巷优化支护技术研究与应用

2017-03-09 00:55薄勇吉孔军峰西山煤电集团杜儿坪矿山西太原0300中国矿业大学北京资源与安全工程学院北京00083
山西焦煤科技 2017年12期
关键词:塑性锚索锚杆

薄勇吉,孔军峰(.西山煤电集团 杜儿坪矿,山西 太原 0300;.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 00083)

随着国家经济发展对煤炭资源需求的快速增长,采矿工业在国内有着不可或缺的地位,我国煤矿开采逐渐进入机械化、煤层埋藏深的阶段,开采难度也逐渐加大,在采掘影响下巷道所面临的围岩变形大的问题摆在了面前。在以变形压力为主的巷道围岩中,为了适应巷道复杂的围岩应力和变形的特征,研究支护的合理性能和结构形式,既能有效地抑制围岩变形,又能与围岩共同作用下形成结构,减少支架损坏和改善巷道维护。

在不同的矿井中,多为矩形及拱形巷道断面,对倾斜顶板异形巷道断面的研究相对较少。同样的巷道宽度,异形巷道顶板暴露长度比矩形巷道大许多,顶板倾斜角度大时,顶板岩层自重应力和离层阻力有一定角度,顶板岩层支护结构还会产生一定下滑力[1],因此形成这种顶板及两帮非对称破坏特征。本文对此斜顶异形巷道围岩变形机理进行分析,为具有相似地质条件的巷道提供一个重要的借鉴价值。

1 工程背景

1.1 地质条件及概况

某矿051508工作面位于五采区南翼四区段,东边为实体煤(与F2断层距离大于60 m);西边与051506机巷留设20 m保护煤柱;南边与五更山W1814工作面停采线相距10 m;北边与+990 m南翼石门相距50 m,工作面布置示意图见图1. 根据地质勘探资料可知,该煤巷所属采区范围内地质条件较简单,所采煤层十五煤为主要可采煤层之一,煤层厚度1.32~5.2 m,平均厚度3.18 m,平均倾角13°,十五煤伪顶为泥岩,厚度0.2 m,顶部见极细煤线;直接顶为粉砂岩,厚度1.72 m;老顶为中砂岩和细砂岩,中砂岩,厚度12.41 m,细砂岩,厚度4.75 m;直接底为粉砂岩和煤线,粉砂岩,厚度1.31 m,夹煤线;老底为细砂岩,厚度3.92 m.

图1 051508工作面位置示意图

1.2 051508机巷原有支护参数

十五煤整体是一个单斜构造,平均倾向116°,平均倾角13°.巷道采用沿顶板掘进形式,因而051508机轨合一巷道设计为异矩形巷道,巷道设计宽度为4 800 mm,上帮高3 320 mm,下帮高2 300 mm,中高2 810 mm,采用为锚杆、钢筋网、钢带、锚索联合支护,机巷两侧为实体煤,几乎不受上区段采空区叠加应力影响,在此支护形式下,巷道顶板及两帮破碎并不严重,能满足基本的行人、运输和通风等。为实现矿井安全快速成巷,将原有方案简化,以加快掘支成巷速度。具体支护方案见图2.

图2 051508机巷原有支护方案示意图

1) 顶板支护。

a) 锚杆规格参数。

锚杆规格:d20 mm×2 500 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆。锚杆布置:间排距770 mm×900 mm,每排布置7根,靠煤柱帮侧的角锚杆与上帮的距离为144 mm,靠下帮侧的角锚杆与下帮的距离为143 mm. 锚杆角度:靠近两帮处锚杆与顶板呈60°,其余锚杆垂直顶板布置。

b) 单体锚索规格参数。

锚索规格:选用d17.8 mm×7 000 mm单体锚索。单体锚索布置:采用两根/排布置方式时,间排距为1 800 mm×2 700 mm. 锚索角度:两根锚索均垂直顶板布置。

2) 上帮支护。

锚杆型号:选用d18 mm×2 000 mm钢筋锚杆。锚杆布置:一排布置2根锚杆,锚杆间排距1 000 mm×900 mm,上部锚杆距顶板400 mm. 锚杆角度:锚杆垂直巷帮布置。

3) 下帮支护。

锚杆型号:选用d18 mm×2 000 mm钢筋锚杆。锚杆布置:一排布置3根锚杆,锚杆间排距1 000 mm×900 mm,上部锚杆距顶板400 mm. 锚杆角度:锚杆垂直巷帮布置。

2 理论分析

2.1 异形巷道围岩力学模型

根据斜顶巷道断面及其围岩赋存特征,为更直接地揭示巷道在受非均布载荷情况下围岩破坏特征,并据此确定合理优化支护偏重点和巷道支护形式,建立倾斜顶板巷道围岩非均布载荷的结构力学模型(图3),得出倾斜叠合岩板梁下的应力及两帮侧顶板悬露跨度公式:

图3 巷道顶板围岩受力分析图

(1)

(2)

L1=asin(45°-φ)/sin(45°+γ+φ)

(3)

L2=bsin(45°-φ)/sin(45°-γ+φ)

(4)

式中:

Li—机巷两帮失稳所增加的顶板实际悬露跨度值,m;

L1—巷道下帮侧顶板悬露跨度,m;

L2—巷道上帮侧顶板悬露跨度,m;

q(x)—巷道顶板受到上覆岩层的非均布载荷,MPa;

H—直接顶的计算宽度,m;

2l—煤巷的宽度,m;

Hi—巷道中心线位置的高度,m;

γ—巷道的顶板倾角,(°);

φ—煤层的内摩擦角,m;

a—巷道下帮高度,m.

b—巷道上帮高度。

由(1)式可知,当巷道煤帮软弱失稳时,顶板的实际悬露长度加大,而实际悬露长度的增加带来的不仅是支护难度的增加,更会导致顶板岩梁拉应力急剧增加。这亦解释了两帮失稳时,会加剧顶板的破坏程度。因此,巷道围岩控制应加强对两帮的控制。此外,Li表明倾斜顶板巷道两侧增加的悬露长度不同,在支护设计时应充分考虑。由(3)(4)式可知,a为下帮高度要小于上帮高度b,且正弦值sin(45°-γ+φ)小于sin(45°+γ+φ),可以得出上帮侧顶板所需要的控制悬露跨度L2明显大于下帮侧顶板控制悬露跨度L1,顶板两侧形成显著的不对称性分布。

2.2 倾斜煤层巷道支护优化方向

通过对051508机巷围岩体力学模型分析计算,得出巷道的两帮及顶板承载力呈现非对称性分布,因而构成了支护结构的非对称形式。参照以往煤巷开掘的支护方案和经验,采用煤巷锚杆索联合支护技术,基于此特殊巷道断面特征围岩应力分布情况,总结出以下3点优化方向:

1) 顶板锚杆支护:顶板锚杆通过自身锚固力将浅部围岩有机结合形成结构,增加了各分层之间的正向应力和摩擦力,减弱了倾斜顶板所引起的岩层沿层理面滑移,而由顶板两帮侧悬露跨度可以看出,上帮侧的控顶范围明显大于下帮,且煤层倾角越大,两者差异越明显。因此将顶板两侧锚杆和两帮上侧锚杆角度适当偏移可有效降低两侧应力集中范围,增大锚杆所提供的水平应力,有利于巷道顶板的稳定性。

2) 加固底角关键部位:通常情况下,底板并不支护,造成两帮及底角破碎区、塑性区很大,大范围的破碎区围岩发生碎涨变形,两帮变形和底鼓十分严重[2]. 在原有支护形式下,帮锚杆垂直于两帮,不能对底角进行保护,使巷道底角出现大变形,因而可能导致帮部软弱失稳影响巷道围岩承载能力不足,进而导致巷道施工困难及后期加强支护成本增大等问题。

3) 锚杆索间排距:锚杆索间排距是维护顶板大结构稳定的重要因素,锚杆通过锚入围岩体内的有效长度将围岩锚固在一起,改善了围岩力学状态,合理的锚杆索间排距不仅能实现维护巷道顶板围岩稳定而且又能节省材料,增加经济效益。

3 数值模拟

3.1 煤岩体模型的建立

051508机巷两侧可认定为实体煤,其计算模型选取工作面长度方向为x轴,垂直工作面长度方向为y轴,铅垂向上方向为z轴。考虑到巷道变形的影响范围,为说明规律且更为直接地展现围岩变形情况,在x轴方向上,从巷道中心线向左侧取25 m,右侧取25 m. 在y轴方向上,沿工作面长度方向上取50 m,在z轴方向上,巷道上帮高4.5 m,下帮高3.5 m.计算模型的尺寸为50 m×50 m×41 m,巷道围岩本构关系采用摩尔-库仑模型。巷道埋深设为355 m,应力为均布载荷q=8.875 MPa,侧压系数为1.2. 通过参照赵毅鑫[3]等的研究,得到煤岩体力学参数,将研究模型中煤、岩体的力学参数设置,见表1.

表1 煤岩层岩石力学参数表

3.2 巷道围岩塑性区分布

1) 顶板锚杆索长度。

顶板锚杆索长度是维护巷道顶板大结构稳定的重要因素,特别是巷道还要经受本工作面采动的影响,锚杆与浅部围岩形成“小结构”,其与深部围岩耦合作用对上覆岩层形成承载力[4]. 当巷道受到因工作面采动产生的支承压力影响时,巷道浅部围岩的破坏范围变大,巷道周围塑性区范围增大,锚杆可以与浅部围岩形成耦合结构,有效地维护了顶板稳定性,锚索直接锚入坚硬的老顶内,使浅部较为破碎岩体与深部老顶有机地悬吊在一起,降低了顶板阶梯性下沉及局部冒落严重的程度。通过数值计算,研究顶板锚杆长度(孔深度)分别为2.3 m、2.4 m和2.5 m时巷道围岩塑性区,得出锚杆的最佳长度,以及模拟锚索长度为6 m、6.5 m、7 m时巷道的稳定性,通过对比分析,得出锚索长度的最优值,不同锚杆索长度影响下围岩塑性区分布见图4,5.

图4 巷道不同长度顶板锚杆塑性区分布图

图5 顶板不同锚索长度塑性区分布图

由塑性范围大小可以看出:锚杆索长度越长,围岩塑性区越小,2.4 m锚杆与原有支护形式2.5 m锚杆影响范围几乎相同,2.3 m锚杆影响下,围岩整体破坏明显加重,因此,优化方案中2.4 m锚杆更为合理。同样,锚索在6.5 m时能与坚硬老顶连接形成悬吊作用,塑性范围并不大,6.5 m锚索能安全有效地简化了原有支护形式。

2) 两侧顶板锚杆角度。

通过理论分析可以看出,斜顶巷道顶板存在明显的非对称性,下帮顶板侧相比上帮侧所受应力较小,可通过模拟适当调整角度对支护方式进行优化。本次模拟分别对下帮锚杆角度为20°、25°和30°的支护方案进行数值模拟计算,对上帮锚杆角度为25°、30°和35°的支护方案进行模拟,以探究锚杆角度对巷道两帮顶角稳定性的影响,进而确定合理的锚杆角度,两侧顶板锚杆不同偏移角度下围岩塑性区分布图分别见图6,7.

图6 顶板下帮侧锚杆不同偏移角度塑性区分布图

图7 顶板上帮不同锚杆偏移角度塑性区分布图

改变两侧顶板的锚杆偏移角度直接影响两帮及顶板两侧的塑性破坏范围,合理的偏移角度能改善围岩应力环境抑制帮、角的破坏。由理论分析下得到的顶板两侧的实际悬露面积不同导致顶板的非对称破坏,从图6,7可以看出,下帮侧锚杆偏移角度为20°时顶板塑性区最小,且下帮围岩塑性区在锚固控制范围之内,因此下帮侧顶板锚杆偏移20°时最为合理。同样发现顶板上帮侧锚杆偏移30°时上帮和顶板塑性区均处于锚固范围之内,因此从安全的角度出发满足优化的实际需求。

3) 上下煤帮锚杆角度。

上下煤帮采用螺纹钢锚杆支护,由于巷帮高度不同围岩形成显著的非对称性破坏,为了得到煤帮锚杆最佳安设角度,数值模拟分析上下煤帮支护角锚杆分别为向外侧偏移0°、10°和20°时巷道的稳定性,通过分析比较,得出上下煤帮最佳偏移角度,塑性区分布见图8.

图8 两帮外侧锚杆不同偏移角度塑性区分布图

帮部锚杆将围岩有效地稳固在一起,形成一个整体锚固带,如若不对角锚杆进行偏移,则使两帮顶底角存在一定范围的“失控区”,造成两帮顶角的片帮或煤体切落,但如若偏移角度过大,同样会影响两帮的控制范围,造成上帮围岩完整性恶化,从图8可以看出,两帮锚杆偏移10°时,失控范围最小,两帮及顶板的塑性破坏区最小,因此从塑性区范围上看,两帮锚杆偏移10°最为合理。

4) 安设锚杆索排距。

根据该矿原有设计支护方案,每排锚杆间距为900 mm,每三排锚杆安设一排单体锚索,即锚索排距为2 700 mm,由于在原有支护条件下矿压显现并不明显,应该矿要求,在保证施工安全的前提下对支护密度进行优化,同样按三排锚杆安设一排锚索的支护形式,数值模拟分析锚杆排距为900 mm、950 mm、1 000 mm时巷道稳定性,通过分析比较得出最佳锚杆索排距,破坏区分布见图9.

图9 巷道不同锚杆索排距影响下塑性区分布图

显然一定程度上锚杆索的间排距与围岩塑性范围呈正比,排距越大,围岩稳定性越差,锚杆的效果越不明显,可能引起顶板严重下沉,水平挤压错动变形及肩角部位顶板嵌入、错位和台阶性下沉等非对称变形破坏[5],从图9可以看出,当锚杆排距为0.95 m时,顶底板及帮部塑性范围与原有支护下大致相同,能满足基本的矿井运输、行人等功能,当锚杆排距为1.0 m时,其巷道围岩的稳定性降低,超出锚固控制范围,不利于锚杆与围岩形成小结构承受上覆岩层自重力。因此,优化方案定为锚杆排距为0.95 m,锚索排距为2.85 m更为合理。

3.3 优化方案的确定

为提高材料利用率,实现快速掘进巷道,优化方案优先采用该矿原有的支护材料,即锚杆、钢筋网、钢带、锚索联合支护,具体支护形式见图10.

图10 051508机巷不对称支护优化方案图

1) 顶板支护。

a) 锚杆规格参数。

锚杆规格:d20 mm×2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆。锚杆角度:靠近上帮处顶角锚杆与顶板呈70°,靠近下帮处顶角锚杆与顶板呈60°,其余锚杆垂直顶板布置。

b) 单体锚索规格参数。

锚索规格:选用d17.8 mm×6 500 mm单体锚索。 单体锚索布置:单体锚索采用两根/排布置方式时,间排距为1 600 mm×2 850 mm,钻孔深度6 250 mm. 锚索角度:两根锚索均垂直顶板布置。

2) 上帮支护。

锚杆布置:一排布置3根锚杆,锚杆间排距1 000 mm×950 mm,上部锚杆距顶板400 mm. 锚杆角度:顶板处锚杆向上倾斜10°,底板处锚杆向下倾斜10°,其余垂直布置。

3) 下帮支护。

锚杆布置:一排布置2根锚杆,锚杆间排距1 000 mm×950 mm,上部锚杆距顶板400 mm. 锚杆角度:顶板处锚杆向上倾斜10°,底板处锚杆向下倾斜10°,其余垂直布置。

4 工程实践

1) 在观测的近两个月中,巷道断面收敛率与原有支护下基本一致,两帮移近量最大不超过220 mm,顶板下沉量最大不超过200 mm,能满足巷道行人运输需求,巷道围岩控制效果较好。

2) 顶底板及两帮移近量大小几乎相同,两帮受到构造应力的水平错动影响,其移近量始终比顶底板位移略大,经过25天趋于稳定。

3) 顶板离层监测结果表明,顶部松动离层值很小,顶板处于稳定状态。

4) 锚杆锚固力和预紧力矩检测结果表明合格率高,051508机轨合一巷采用锚杆索支护的施工质量好、支护系统工作可靠。

5 结 论

1) 倾斜煤层巷道的上帮煤体破碎相对严重,顶板上帮侧围岩强度相对下帮侧较低,围岩完整性相对较差,建立力学模型分析出上帮侧顶板控制悬顶面积明显大于下帮,因此需承受更大范围的围岩应力。通过对现场调研及理论分析结果,提出优化方案和着重支护范围。

2) 采用FLAC3D对不同支护参数进行数值模拟,得出在新的支护参数下巷道变形和塑性破坏区云图,经过分析完全满足支护要求,证明了计算模型的可靠性和支护参数的可行性。

3) 在支护方案实施后,对巷道进行了近2个月的巷道顶板位移、顶板离层等项目监测,监测结果与理论计算和数值模拟结果基本一致,验证了提出的倾斜煤层巷道锚杆(索)支护计算模型的正确性和适用性。

[1] 何富连,张亮杰,来永辉,等.梯形巷道支护结构耦合控制与稳定性分析[J].煤炭安全,2016,47(6):230-236.

[2] 柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):145-148.

[3] 赵毅鑫,王 涛,姜耀东,等.基于Hoek-Brown参数确定方法的多煤层开采工作面矿压显现规律模拟研究[J].煤炭学报,2013,38(6):970-976.

[4] 侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001,26(1):1-7.

[5] 何富连,张广超.大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制[J].岩土力学,2016,37(6):1721-1728.

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