破碎围岩顺槽支护参数优化研究

郭计云,闫智信,郭思良

(1.晋中市煤炭规划设计研究院,山西 晋中 030600;2.山西保利铁新煤业有限公司,山西 灵石 031300)

煤巷在复杂地应力场及地质条件下,围岩极易呈破碎状态,支护难度显著提高[1],而合理的支护参数对围岩控制尤为重要[2]。

文献[3]采用相似模拟手段对锚固体强度强化特征进行分析,结果表明:其峰值强度和残余强度强化系数与锚杆预紧力呈正相关。文献[4]采用数值模拟手段对锚固体的形成与失稳进行研究,得出附加应力随锚杆间距减小而增大,随预紧力增大而增大。文献[5]经过相似模拟对锚杆加固作用进行研究,得出节理岩体的初期剪切刚度随着预紧力的提高而增大。文献[6]通过建立力学模型对预紧力与预紧力矩的关系进行研究,给出了相应数学表达式。文献[7]经过数值模拟,得出锚杆(索)在离层面处受力明显增大。

笔者采用巷道围岩钻孔窥视手段,对山西灵石华灜天星公司某矿10号煤层的顺槽围岩状态及支护参数合理性进行研究,给出了其围岩变形量过大的原因,提出了成本较低的新支护方案,并通过现场实测证实了本次研究的正确性与新方案的有效性。

1 工程背景

山西灵石华灜天星公司某矿为兼并重组整合矿井,生产能力60万 t/a。现开采10号煤层埋深572 m～673 m,厚度2.27 m～3.3 m,平均2.92 m,顶板依次为:泥岩(平均厚度3.1 m),细砂岩(平均厚度4.9 m)。该煤层首采面100401工作面在回采过程中,采用锚网索支护的两顺槽均出现较大变形,且局部锚杆失效,顶底板移近量最大达87 cm,两帮移近量最大达103 cm,严重影响正常生产。100401工作面顺槽断面及支护参数见图1(两顺槽相同)。

图1 100401工作面顺槽支护参数Fig.1 Gateway supporting parameters of No.1002401 working face

2 围岩钻孔窥视及支护参数改进

为探明100401工作面顺槽变形量过大的原因,并为支护参数优化提供依据,采用钻孔窥视手段对其运输顺槽围岩进行分析研究。

2.1 窥视方案

于100401工作面运输顺槽煤壁处布置第一个测点,沿工作面推进方向间隔5 m布置另外两个测点,见图2所示。每个测点均采用锚杆钻机向顶板及两帮中部平行打10 m深的钻孔,进行窥视后导入电脑进行展开分析。

图2 钻孔窥视测点布置图Fig.2 Layout of borehole peep points

2.2 窥视结果

由窥视结果可知,测点距煤壁越近,顺槽围岩破坏程度越大,破坏范围越深;巷道顶板破坏程度较两帮大,破坏范围也较深。因此,选取煤壁处顶板钻孔进行分析,其钻孔录像展开图，见图3。

图3 煤壁处顶板钻孔录像展开图(单位:m)Fig.3 Video expansion view of of boreholes at the roof (m)

由图3可知,巷道围岩浅部(深度0 m～2.3 m范围内)进入塑性破坏区,出现大量平行地层的裂缝;泥岩与细砂岩交界面处离层现象显著(深度2.9 m～3.1 m处);锚索尾部及细砂岩与上覆岩层交界面处出现细小的裂缝(深度6.9 m与7.9 m处)。

2.3 支护参数改进方案

由窥视结果与100401工作面顺槽支护参数可知,锚杆锚固段处于巷道围岩塑性破坏区内,这不利于发挥锚杆的支护能力;锚杆预紧力过小,导致巷道围岩塑性破坏深度过大;锚索密度及预紧力过小,不能抑制泥岩直接顶发生离层;巷道围岩深部较完整,可作为可靠的锚固点。

根据上述研究结果以及现有研究成果[8],对100401工作面顺槽支护参数做如下调整并应用至100403工作面顺槽:1)锚杆长度增加至2.5 m;2)锚杆预紧力增加至60 kN;3)锚索改为五花布置,预紧力增加至100 kN。新支护参数见图4所示。

图4 100403工作面顺槽新支护参数Fig.4 Gateway supporting parameters of No.100403 working face

3 工程验证

为验证研究成果的正确性以及新方案的有效性,在100403工作面回采时对其运输顺槽进行表面位移监测。

3.1 监测方案

于100403工作面运输顺槽距煤壁200 m处布置测站,采用十字布点法布置测点,分别在顶底板中部和两帮中部垂直巷道壁钻直径28 mm、深度300 mm的钻孔,并将直径30 mm、长300 mm的木桩打入孔内。测点布置见图5所示。

图5 巷道表面位移测点布置Fig.5 Layout of surface displacement monitoring points of roadway

每天用钢卷尺测量AB距离(顶底板移近量)及CD距离(两帮移近量)距离2次,精确到mm,并进行记录。

3.2 监测结果

将100403工作面运输顺槽监测结果绘入坐标系,并截取距煤壁140 m～0 m范围进行分析(200 m ～140 m过程中巷道表面位移可忽略不计),见图6。

图6 巷道表面位移监测结果Fig.6 Surface displacement monitoring results of roadway

由图6可知,测站距工作面140 m～40 m时,巷道表面位移速率不断增大,位移量缓慢增大;测站距工作面<40 m时,巷道表面位移量快速增大。自测站建立时算起,测站距工作面100 m时,顶底板移近量为15 mm,两帮移近量为16 mm;测站距工作面40 m时,顶底板移近量为53 mm,两帮移近量为74 mm;测站距工作面0 m时(即该处巷道即将报废时),顶底板移近量为237 mm,两帮移近量为339 mm。这表明工作面回采时,对顺槽较显著的超前影响距离约为40 m;顶底板移近量减小至原方案的27%,两帮移近量减小至33%;新方案在成本较低的情况下,对该矿10号煤层顺槽变形控制效果显著,有效改善了安全生产条件。

4 结论

1)在山西灵石华灜天星公司某矿10号煤层原支护方案下,过小的锚杆(索)预紧力导致围岩破碎深度较大且离层显著;不合理的锚杆长度导致锚固段处于围岩塑性破坏区。以上因素是导致该矿顺槽变形量过大的主要原因。

2)针对上述因素进行优化后,该矿10号煤层顺槽顶底板移近量减小至原方案的27%,两帮移近量减小至33%,在较低成本条件下显著减小了其围岩变形。

3)采用钻孔窥视手段可直观而准确地对巷道围岩状态及其支护参数合理性做出分析,以此为依据的优化方案可有效减小巷道围岩变形。

参考文献：

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[8] 康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社,2007.