厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究

收稿日期:2023 01 17
作者简介:王东阳(1986-),男,山西原平人,工程师,从事煤矿井下采掘技术工作㊂
doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.09.024
厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究
王东阳
(潞安化工集团潞宁煤业公司,山西宁武㊀036706)
摘㊀要:针对大断面厚煤层巷道变形破坏严重㊁支护困难的问题,以庞庞塔煤矿5-1082轨道巷为工程背景,基于巷道围岩变形破坏特征,提出了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 联合支护技术,并通过数值模拟验证了支护方案的可靠性,现场工业性试验结果表明:与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量较原支护方案分别减少了61%㊁78%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂关键词:大断面;厚煤层;变形破坏;联合支护
中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标识码:A㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2023)08 0086 03
㊀㊀煤炭是我国能源的主要来源,厚煤层的产量约占中国每年煤炭总产量的50%[1]㊂因此,开发厚煤层资源,特别是超厚层开采,对中国煤炭工业的发展至关重要㊂由于超厚煤层的高强度开采,对主巷道的断面面积要求较大,断面面积大不仅可以增加煤炭产量﹐而且可以显著提高巷道推进速度[2-3]㊂本文以山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿5-1082轨道巷的变形破坏特征为工程背景,通过理论分析和数值模拟确定了 注浆+U 型棚+锚杆索+菱形金属网 支护技术,并通过工业性试验验证了该支护技术的可行性,该研究结果可为类似工程地质条件下厚煤层大断面巷道支护技术提供借鉴㊂
1㊀工程概况
山西焦煤霍州煤电庞庞塔煤矿目前主要开采5号煤层,煤层总厚度为5.8m,节理发育,结构较简单,一般含一层夹矸(0.3~0.7m),厚度变化不大,属较稳定煤层㊂5-1082轨道巷为矩形断面,宽5.0m,高4.8m,最大埋深约350m.巷道直接顶为砂质泥岩,老顶为泥岩,直接底为泥岩,老底为细粒砂岩,岩层柱状图如图1所示㊂
2㊀巷道原支护方案和变形破坏特征
2.1㊀巷道原支护方案
1)㊀顶板支护㊂顶板采用D 22mm ˑ2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,两侧锚杆打设时与垂直方向呈20ʎ,其余锚杆与顶板相互垂直,锚杆安装时采用BHW280-4.5ˑ4800mm 的钢带托板㊂
顶板采用D 17.8mm ˑ10000mm 高强度低松弛
预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mm ˑ1800mm,顶板每排共打设2根锚索,两侧锚索距离巷道两帮之间的距离为1750mm,锚
索打设时需使锚索与巷道顶板相互垂直㊂
图1㊀岩层柱状图
2)㊀两帮支护㊂巷道两帮采用D 22mm ˑ
2700mm 高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mm ˑ900mm,锚杆打设时需使锚杆与帮部相互垂直,帮部锚杆的上部距顶板为700mm,下部距底板为700mm,巷道左㊁右帮处锚杆均打设4根㊂
网片:采用金属网护表,网片为网格50mm ˑ50mm 的10号铅丝编织,规格3.3m ˑ1.2m,采用
双股16号铁丝孔孔相连捆扎一道,扭结不少于3圈,联网间距200mm;巷道顶板每隔100m 安装
㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷㊀第9期㊀
㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀
2023年9月
一片同规格的塑料网替换原金属网㊂巷道联合支护方案如图2所示㊂
图2㊀巷道联合支护方案图(单位:mm) 2.2㊀变形破坏机理
5-1082轨道巷在开挖过程中出现了严重的变形和破坏,并伴有顶板漏水㊁片帮㊁锚杆和锚索断裂等现象㊂巷道顶板最大下沉量可达130mm,巷道右帮最大移近量达到300mm.
为探测巷道顶板分离情况,通过钻孔(井)电测井法,测得距离巷道顶板1.9m的位置出现了裂缝㊂在距离巷道顶板3.8m出现了裂隙和裂缝,在距离巷道顶板7.5m的距离,二者明显减少,在距离巷道顶板8.2m可以观察到较小的裂隙和裂缝㊂通过对巷道顶板的破坏程度进行验证,发现在0~6.0m处顶板破坏比较严重,局部范围出现顶板离层㊂但是,在6.0~10.0m处,巷道顶板破坏程度较低,顶板相对完整㊂
5-1082轨道巷断面形状为矩形状,断面尺寸较大,在巷道的掘进过程中导致巷道围岩的肩角位置应力发生应力集中,在回采时结构的变化会使接近平衡状态的应力再次发生改变,巷道围岩承担了较大的应力水平,从而发生变形破坏㊂支护方式采用锚杆索支护技术,而锚杆索支护技术有很多种组合方式,在支护过程中需要采用最优的支护方案,才能达到最理想的围岩变形控制效果[4-6],5-1082轨道巷支护技术在参数上仍有较大的优化改进空间㊂3㊀巷道围岩控制技术
3.1㊀优化支护方案
巷道优化支护方案采用 注浆+U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护方案㊂
在巷道顶板渗漏水区域㊁巷道两帮破坏区进行注浆加固,注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆,其水灰比为0.8,水玻璃的摩尔浓度为50Be ,水玻璃和水泥浆液间的体积比为1ʒ2;巷道注浆加固完成后,进行U型棚的架设,棚距1200mm,U型棚采用矿用U36型号的U型钢,并根据巷道的断面形状制造出适合的的支护形状㊂
巷道顶板锚杆采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆的间排距为800mmˑ800mm.锚索采用D17.8mmˑ7800mm高强度低松弛预应力锚索进行加强支护,锚索的锚杆间排距设计为1500mmˑ1600mm,顶板每排共打设2根锚索;巷道两帮采用D22mmˑ2400mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,锚杆间排距设计为900mmˑ900mm.其他支护参数同原支护方案㊂
网片采用8号菱形金属网,规格4500mmˑ1200mm,帮网与顶网压茬200mm,每隔200mm 采用16号铁丝双丝双扣连接,帮部网片压茬100mm,帮锚杆打设在网片压茬处㊂
3.2㊀数值模拟
根据5-1082轨道巷实际地质条件,采用FLAC3D数值软件建立尺寸长ˑ宽ˑ高=40mˑ10mˑ40m的三维模型计算模型,锚杆索采用软件内置的cable单元进行模拟,托梁及钢带采用beam单元进行模拟㊂四周设置为水平约束力边界,底面设置为固定约束边界,顶部设置为自由边界[7-8]㊂各岩层的物理力学参数如表1所示㊂计算所得巷道围岩位移分布云图如图3所示㊂
表1㊀围岩物理力学参数
岩体密度/(kg㊃m-3)摩擦角/(ʎ)黏聚力/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa 砂质泥岩 2.3120 1.60.1518.1
泥岩 2.96330.700.4115.6
煤层 1.42250.850.108.9
细粒砂岩 2.1235.17.5 6.9829.3
㊀㊀由图3可以看出,巷道在原支护方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为70mm㊁156mm;优化支护技术方案下,顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别为44mm㊁70mm;与原支护方案相比顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%;巷道在原支护方案下,两帮最大移近量为263mm,优化支护技
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第9期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀王东阳:厚煤层大断面巷道围岩变形破坏特征及支护技术研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀
术方案下,两帮最大移近量为51mm;与原支护方案相比两帮最大移近量降低了81%,巷道围岩变形控制效果显著㊂
图3㊀巷道围岩位移云图
4㊀工业性试验
在巷道掘进过程中,采用 十字布点法 进行巷道围岩变形的监测,监测时间为90d,在监测过程中使用红色油漆在每个测站的巷道顶底部及两帮位置的锚索托盘处用醒目标记作为测点,巷道变形及变形速率曲线如图4所示㊂
图4㊀巷道围岩监测变形曲线
㊀㊀由图4可以看出,在巷道开挖后的前50d,巷道围岩变形幅度较大,随时间的增加围岩变形逐渐趋于缓慢,50d后,巷道围岩变形基本趋于稳定,不再发生变形,巷道顶板最大下沉量㊁两帮最大移近量分别为60mm㊁51mm,较原支护方案分别减少了61%㊁78%,表明优化支护方案对大断面厚煤层巷道围岩的控制效果较好㊂
5㊀结㊀语
1)㊀根据现场测量,发现在原支护方案下,5-1082轨道巷变形破坏严重﹐出现了顶板漏水和片帮现象,巷道顶板最大下沉量可达1200mm,巷道右帮最大移近量达到1300mm.
2)㊀根据巷道的变形破坏机理,提出了 注浆+ U型棚+锚杆索+菱形金属网 的联合支护技术,并通过数值模拟验证了技术参数的合理性㊂
3)㊀现场工业试验结果表明,与原支护方案相比,巷道顶板最大下沉量㊁最大底鼓量分别降低了37%㊁55%,两帮最大移近量降低了81%,巷道的变形破坏得到有效控制㊂
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[本期编辑:王伟瑾]
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