赵振伟 王 平 王玉林
(枣庄矿业集团新安煤业有限公司)
目前中国大型矿井中80%以上都采用煤巷[1]。由于煤巷的围岩稳定性低于岩巷,需要提高支护强度[2],其稳定性对巷道快速掘进和采掘接替具有重要意义。随着支护材料的不断进步,煤巷支护方式逐渐从被动支护形式向主动支护形式发展,主动支护方式包括纯锚杆支护、锚网支护、锚杆锚索联合支护等,统称为锚杆支护。以新安煤矿3416材料巷为工程背景,采用数值计算和现场实测的方法,研究煤巷高强度低密度锚杆支护技术,以期实现巷道的高效率掘进。
3416工作面位于34采区西翼,煤层倾角为3°~12°,平均倾角为9°。工作面北部为34采区胶带、轨道下山,东部为DF7断层和3412工作面采空区,留设40 m宽的区段煤柱,西为未开采区。3416材料巷布置空间关系如图1所示。巷道沿底板掘进,留有厚度为1.0 m左右的顶煤,为全煤巷,巷道底板标高为-679.8~-565.2 m。根据相邻34采区轨道下山、34采区胶带下山、3412工作面等采掘见煤点及附近钻孔揭露,3416材料巷施工区段3煤厚度为5.1~6.0 m,平均为5.4 m。煤层坚固性系数(普氏硬度系数)f=0.83~0.99,煤层结构简单。3416材料联络巷、34采区轨道下山、34采区胶带下山等已掘巷道施工过程中,未发生冲击地压现象,预计该巷道不受冲击地压威胁。
煤巷围岩稳定性对巷道快速掘进和采掘接替具有重要意义[3-4]。现有的支护方案支护密度大、速度慢,严重制约了掘进速度,加剧采掘接续的紧张程度,所以,提出了3416材料巷高强度低密度支护方案,该支护技术是基于有效承载层厚度的顶板叠加梁理论假说提出的。高预应力锚杆可以对围岩施加较高的压力[5-6],能有效控制巷道围岩离层、滑动及裂纹的产生及扩展,提高围岩变形后的物理力学参数,保证围岩的完整性,组成由锚杆和围岩共同作用的高强承载体。因此,在提高锚杆支护的预应力后,能够有效增加围岩的承载能力,控制巷道围岩变形。
煤系地层是典型的层状沉积岩层,围岩条件复杂,两帮是强度较低的煤体,顶底板浅部围岩是由力学性质较差的砂质泥岩、泥质页岩等组成的直接顶和直接底,顶底深部围岩是力学性质稳定的基本顶和老底,这些岩石的力学性质差别很大,岩层与岩层之间的胶结比较薄弱,容易产生离层。厚度较大的沉积岩由于其成岩及后生过程中温度、压力等因素的不同,同一层沉积岩不同位置也会表现出不同的工程地质特性,从而出现层理等结构弱面,导致厚度较大的沉积岩顶板在某种程度上具有煤系地层顶板的工程地质特性。
巷道顶板布置6根ϕ22 mm×2 400 mm细螺纹高强螺纹钢锚杆,间排距为900 mm×1 100 mm,采用2根型号为MSCK2350、直径为23 mm、每支长度为500 mm的树脂锚固剂,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索线采用1×7Φ21.6 mm的低松弛预应力左旋钢绞线加工制成,顶部锚索线长度为6 300 mm,外露长度不少于250 mm,间排距为1 650 mm×2 200 mm,采用3根型号为MSCK2350、直径为23 mm、每支长度为500 mm的树脂锚固剂,锚索预紧力不低于230 kN。巷道每帮布置5根ϕ20 mm×2 000 mm细螺纹高强螺纹钢锚杆,两帮锚杆间排距均为800 mm×1 100 mm,帮部锚杆预紧扭矩不小于300 N·m。
钻孔垂直施工,钻孔轴线与设计轴线的偏差角度不应大于5°,间排距误差控制在±100 mm,孔距误差控制在±100 mm,锚杆钻孔深度误差控制在0~+300 mm,锚杆外露长度控制在30~50 mm。必须定期对井下锚杆进行预紧力检测和拉拔试验,锚杆拉拔力不得小于锚杆设计的锚固力;最低值不小于设计值的90%。
以新安煤矿3416材料巷为工程背景,建立FLAC3D巷道开挖模型,各岩层厚度根据钻孔柱状图确定,如图2所示。模型尺寸为50 m×20 m×50 m(长×宽×高),共划分31 080个节点,巷道断面为矩形,巷道宽度为4.8 m,高度为3.8 m。模型中支护体系按2.2章节中要求构建。巷旁留设40 m大煤柱,因此忽略侧向采空区的影响。采用位移边界条件,模型四周及底部速度固定为零,上部施加上覆岩重,侧压系数取0.8,采用弹性模型平衡,巷道开挖后,采用莫尔-库仑模型,锚杆锚索支护采用Cable单元,采用apply tension工具对锚杆索施加预紧力。在巷道帮中部和顶底板中部各布置1个测点,监测巷道表面位移,各岩层物理力学参数如表1所示。
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3.2.1 围岩应力分布
巷道开挖后,原岩应力受到扰动,巷道围岩应力重新分布,在巷道两帮形成支承压力带,帮部煤体在此作用下出现极限平衡区。巷道周围水平应力分布如图3所示,巷道周围形成应力降低区,4 m范围内无应力集中区域。垂直应力分布如图4所示,在距离巷道表面3.5 m位置处形成应力集中区域,应力集中系数为1.3,应力集中系数较小,有利于巷道的局部稳定。
3.2.2 围岩位移分布
巷道开挖后,巷道围岩表面卸荷,围岩向巷道中心移动。围岩位移云图如图5、图6所示,在锚杆锚索的作用下,锚固岩体承载能力有了显著的提升,在一定程度上加强了对巷道围岩变形量的控制,巷道整体变形较小,左帮最大变形为30 mm,右帮最大变形为27.8 mm,顶板最大下沉为41.5 mm,底板最大底鼓为19.9 mm。围岩变形表明目前的支护方案可以较好地控制围岩变形。
3.2.3 围岩塑性区分布
巷道开挖后,不支护和低密度高强度支护巷道塑性区分布如图7所示,支护后的巷道顶板中部开挖初期为拉破坏,后停止破坏,巷道肩角为初期发生的剪切破坏。巷道帮部既有拉破坏又有剪切破坏,剪切破坏是主要破坏方式。总体可以看出,巷道支护后,围岩塑性区范围显著减小,顶板和帮部塑性区范围均在锚杆支护系统以外。
在新安煤矿3416材料巷采用高强度低密度支护方案,于材料巷距掘进工作面5,55,105,155 m处布置4个测站进行矿压监测,即先在掘进工作面后方5 m处布置测站Ⅰ,掘进工作面再向前掘进50 m后布置测站Ⅱ,如此依次共布置4个测站。紧跟掘进面迎头布置测站,先测试顶板下沉量和两帮移近量,至掘进机后方可测试顶底板移近量时再进行测试。观测距离距掘进面迎头不小于150 m。
巷道矿压监测包括巷道表面位移与锚索受力。表面位移监测即两帮及顶底板移近量,采用锚杆测力计监测锚杆工作阻力。第一测站观测结果见图8、图9。巷道开挖后,围岩发生收敛变形,由于锚杆、锚索协同支护,巷道收敛速度较慢,观测期间,顶底板移近量最大为51 mm,两帮最大移进量为40 mm,巷道收敛变形较小,表明目前的方案很好地控制了围岩变形。锚索受力监测数据显示,在离迎头较近距离时其应力增加速率较快,随后相对平缓增加,锚索所受应力最大为132 kN,受力远小于其破断载荷。因此,由监测结果显示,支护方案较为合理。
(1)以新安煤矿3416材料巷为工程背景,开展煤巷高强度低密度支护技术研究。数值计算结果表明,该矿高强度低密度支护方案可以显著控制围岩变形,改善围岩应力环境,减小围岩塑性区范围。
(2)通过现场工业性试验,对巷道围岩表面位移和锚索受力进行了现场监测。监测结果显示,两帮和顶底板移近量分别为40 mm和51 mm,验证了3416煤巷围岩高强度低密度支护参数的合理性。