復雜條件下回采巷道錨網索支護參數優化研究

王旭宏王玉懷夏歡閣趙啟峰

(1.太原理工大學礦業學院,山西省太原市,030024; 2.華北科技學院安全工程學院,河北省三河市,065201; 3.開灤 (集團)蔚州礦業公司單侯礦,河北省蔚縣,075700)

★煤炭科技·開拓與開采 ★

復雜條件下回采巷道錨網索支護參數優化研究

王旭宏1王玉懷2夏歡閣3趙啟峰2

(1.太原理工大學礦業學院,山西省太原市,030024; 2.華北科技學院安全工程學院,河北省三河市,065201; 3.開灤 (集團)蔚州礦業公司單侯礦,河北省蔚縣,075700)

針對單侯礦動壓巷道應力疊加影響的復雜情況,在現場調研的基礎上,分析了單侯礦現有支護存在的問題,研究了采動影響下回采巷道圍巖變形特點。采用錨網支護加固原理及錨索支護補強原理,對現有支護參數進行了系統優化,提出了該礦錨網索支護設計方案。通過現場實測表明,采用新的支護方案后,巷道圍巖變形顯著減小,巷道斷面的強烈變形得到有效控制。

巷道支護 錨網索支護 支護參數 優化設計

AbstractBased on field investigation,problems of roadway support in the complex situation of stress superposition in Danhou Mine are analyzed and an overall investigation is made on the deformation characteristics of surrounding rock under the influence of mining.In addition,using bolt-mesh strengthening principle and anchor supplement support theory,the bolt-mesh-anchor support parameters are optimized and the design scheme of support is put forward.Field observation results show that the roadway displacement is greatly reduced by using the new support scheme and the intensive deformation of roadway cross-sections is effectively controlled.This method provides a decision support for the selection of reasonable support parameters for mining in#6 coal seam and rationalized roadway support in Danhou mine.

Key wordssupport parameter,optimization design,bolt-mesh-anchor support;reinforcement function

單侯煤礦是一個年產150萬t的現代化大型礦井,隨著開采強度的加大,在上下區段工作面開采情況下,采動應力場相互疊加,致使回采巷道圍巖應力分布更加復雜,巷道變形更加強烈,影響礦井的正常生產和安全。為了選擇合理的巷道支護參數,改進現有支護技術,改善巷道維護狀況,本文將結合單侯礦地質特征及開采技術條件,全面考察回采巷道受采動影響的圍巖變形特點,對該礦回采巷道錨網索支護參數進行優化,得出合理的巷道支護形式與支護參數。并根據新的支護方案在該礦首采區進行了工業性試驗。

1 巷道概況

6101N綜采工作面為單侯礦6#煤層首采區工作面,地面標高1100～1080 m,工作面標高667～718 m。工作面走向長1900 m,傾斜長153 m。平均煤厚3.0 m,煤層傾角3～11°,平均8°。所采6#煤層偽頂厚度0.1～0.4 m,為粉砂質泥巖,與直接頂間有一薄層黑色碳質泥巖。直接頂厚度8.7 m,為淺灰色粉砂巖?；卷敽穸?3.2 m,為淺灰色細砂巖。6#煤層直接底為平均厚度0.9 m的淺灰色粉砂巖,老底為厚度12.0 m的灰色細砂巖。6101N工作面進風巷沿煤層頂板布置,矩形斷面,巷道寬4.8 m,高3.0 m,采用錨網支護。

2 錨桿支護現狀評價

單侯礦應用錨桿支護以來,在礦井開采初期取得了較好的支護效果。然而,隨著礦井開采深度及強度的加大,原支護設計問題逐漸暴露出來,尤其是受采動影響劇烈的回采巷道,錨桿支護不能有效發揮作用,圍巖變形更加顯著。一旦受到外部因素的擾動,巷道內容易形成應力集中,表現為較大的水平應力。該構造應力使巷道圍巖沿著各自區域內的弱面破壞,彈性區一部分進入塑性狀態,擴大了塑性區的范圍,使得錨桿在現有長度條件下,不能深入到關鍵承載圈,削弱了錨桿的錨固效果。錨桿不能對圍巖提供足夠的徑向、切向約束力,導致破壞區巖層的擴容、離層。失去應力平衡的巷道圍巖,如果不能得到支護體的有效控制,又將沿著原來的裂隙產生新的次生裂隙,而塑性區的再次流動變形又將次生裂隙擠壓至破壞失穩,產生新的圍巖破碎區,如圖1所示。

圖1 構造應力作用下頂板的破壞示意圖

3 支護設計優化

巷道支護情況的好壞主要取決于錨桿支護形式和參數的設計。采用錨網索支護時,在圍巖出現強度破壞之前,錨桿主要通過提供徑向約束和切向約束對錨固范圍內的頂板巖層產生圍壓,提高圍巖中弱面的抗剪強度和殘余強度,增強錨固范圍內巖層承受水平構造應力的能力,避免應力向上轉移形成新的破壞區,使得頂板“弱化高度”得到控制。而錨索主要起懸吊作用,對頂板進行深部錨固,將錨桿支護形成的組合拱承載結構傳遞到堅硬頂板中。這樣錨桿與錨索就組成了耦合支護系統,在巷道頂板形成了耦合承載區,如圖2所示。多排錨桿錨索共同作用,產生了對頂板的連續支撐點,從而減緩了頂板的下沉。

圖2 錨桿-錨索聯合支護耦合承載系統

因此,本次支護設計的整體思路是:在錨桿支護的基礎上,采取錨索補強支護措施,防止塑性區擴展和錨固區外圍巖離層,提高錨固體和圍巖耦合支護效果,最終達到控制圍巖穩定的目的。

3.1 頂板錨桿支護參數

單侯礦6#煤層首采區回采巷道錨網索支護設計主要參數計算。

(1)錨桿長度。

錨桿長度的計算公式:

式中:k——安全系數,取1.1;

L1——錨桿外露長度,取0.1～0.15 m;

Lp——塑性區寬度,根據現場實測,頂板松動圈厚度取1.3～1.4 m;

L2——錨桿錨入圍巖松動圈之外的深度,取0.4 m。

經計算L=1.93～2.09 m。

就巷道支護整體結構而言,錨桿長度太短,在巷道圍巖內形成的加固厚度較小,不利于巷道頂板的穩定。因此根據現場應用實際情況,確定頂板錨桿長度L=2.2 m。

(2)錨桿直徑。根據錨桿承載能力和錨固力等強度原則確定錨桿直徑,計算公式:

式中:d——錨桿直徑,mm;

Q——錨固力,由拉拔試驗確定,一般為70～100 kN;

σmg——桿體材料抗拉強度,選擇左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,強度取335 MPa。

另據經驗公式

其中L為錨桿長度,取L=2.2 m,則d=20 mm。

因此確定選用?20 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。確定錨桿直徑時,應同時考慮錨桿直徑與鉆孔直徑的合理匹配。左旋無縱筋螺紋鋼錨桿直徑與鉆孔直徑的合理匹配是它們的直徑之差,為6～12 mm,實際上直徑差以7～8 mm為最好。因此,建議單侯礦現場施工選用?28 mm的鉆頭打設錨桿鉆孔。

(3)錨桿間排距。根據每根錨桿懸吊巖石載荷大小確定錨桿間排距,即錨桿懸吊巖石載荷 (G =a2lγ)等于錨桿的錨固力Q。則

式中:a——錨桿間距,m;

Q——錨桿的錨固力,一般為70～100 kN;

k——錨桿安全系數,穩定頂板取1.5,較穩定頂板取1.7,不穩定頂板取2.4,很不穩定頂板取3;

γ——巖石容重,取25.0 kN/m3;

l——被錨固巖層厚度,取1.6～1.8 m。理論計算結合工程類比,確定錨桿間排距900 mm×900 mm。

3.2 幫部錨桿支護參數

6101N工作面進風巷煤幫塑性區寬度

式中:K——應力集中系數,取1.2～1.3;

γ——巖層容重,取25 kN/m3;

H——巷道埋深,取400 m;

A——側壓系數,取0.4;

m——煤層厚度,取3.0 m;

C0——煤層界面上的內聚力,取2.5 MPa;

φ0——內磨擦角,取30°。

將煤幫塑性區寬度值代入公式 (1),得幫部錨桿長度:

根據單侯礦實際情況,為確保動壓巷道兩幫圍巖穩定,巷道兩幫支護采用直徑20 mm、長2200 mm圓鋼錨桿,左右兩幫各4根,間排距800 mm ×800 mm。

3.3 錨索支護參數選擇

錨索支護主要參數計算:

(1)錨索材料。參考蔚州礦區資料和相關文獻,錨索材料一般用高強度、低松弛粘結式1×7鋼絞線,直徑為15.24 mm。設計錨固力大于200 kN,預拉力130 kN。

(2)錨索錨固長度。在錨索支護設計中應保證鋼絞線與膠結體有足夠的粘結強度,才能保證錨索的支護效果。按 GBJ86-85要求,錨索錨固長度La應符合下式:

式中:k——安全系數,取1.3;

d——鋼絞線直徑,取15.24 mm;

fs——鋼絞線抗拉強度,取1860 N/mm2;

fc——錨索與錨固劑的設計粘結強度,樹脂作錨固劑時,取5.0 N/mm2。

經計算得:La≥1843 mm。根據實際應用情況,確定錨索錨固長度為2.0 m。錨索采用1只K2360和2只Z2360樹脂錨固劑加長錨固。

(3)錨索長度。錨索宜錨固在圍巖深部較穩定的巖層中,長度按下式計算:

式中:L——錨索總長度,m;

La——錨索深入到較穩定巖層的錨固長度,取2.0 m;

Lb——需懸吊的不穩定巖層厚度,根據煤巖綜合柱狀圖,取4.3 m;

Lc——上托板及錨具的厚度,不小于 0.1 m,取0.15 m;

Ld——需要外露的張拉長度,不小于0.2 m,取0.25 m。

考慮直接頂厚度不均勻性,安全系數取1.05～1.1,則錨索長度為:L=7.04～7.71 m。根據現場實際情況,確定錨索長度為7.5 m。

(4)錨索間排距。錨索間排距應結合錨索預緊力選取,以求與錨桿形成骨架網狀預應力結構。但是,錨索支護密度不宜過大,否則會顯著增加巷道支護成本,影響成巷速度。對于單侯礦動壓回采巷道,每2～3排錨桿布置1～2根錨索是比較可行的。具體支護密度應根據巷道具體條件和施工經驗確定。

(5)錨索打設時間。錨索延伸率較錨桿小得多,在掘進面過早打設錨索會因巷道圍巖的大變形而造成鋼絞線被拉斷,太遲打設會造成錨桿錨固段與錨索錨固段之間的巖層分離。因此錨索與圍巖強度耦合關鍵在于打錨索滯后的時間上。在圍巖表面與錨桿錨固段之間巖層急劇變形期內,不宜采用錨索支護,在圍巖表面與錨桿錨固段之間巖層變形由急劇變形向緩慢變形轉化時,是錨索的最佳支護期。但由于地質條件的多變性,這個時間并不好把握。一般按照巷道實際掘進速度,同時考慮現場操作方便,在緊跟掘進工作面打設錨桿,而滯后10 m左右打設錨索。

4 支護方案的確定

(1)掘進正常地段采用錨網索支護。頂板采用?20×2200 mm左旋無縱筋螺紋鋼預應力錨桿,配KT-M5鋼帶和菱形金屬網聯合支護。錨桿間排距900 mm×900 mm,其中靠頂板兩側幫角的錨桿傾斜10°布置,其它錨桿垂直頂板布置,采用加長錨固。在巷道頂板每隔2排錨桿布置1根錨索,即布置形式為“1-0-0-1”,錨索長7.5 m,直徑15.24 mm。根據單侯礦實際情況,巷道兩幫采用?20 mm×2200 mm圓鋼錨桿,左右兩幫各4根,間排距800 mm×800 mm。具體支護方案如圖3所示。

圖3 正常情況下支護方案示意圖

(2)遇斷層等地質構造帶時的方案調整。巷道掘進過程中遇到地質構造破壞帶時,圍巖狀況明顯變差,且常出現底鼓現象,此時可在正常支護方案的基礎上,進行局部調整。頂板錨桿排距改為800 mm,并在巷道兩幫底角各斜向底板打一根?20 mm×2200 mm左旋無縱筋螺紋鋼預應力錨桿,以充分發揮底角錨桿在底鼓控制中的重要作用,使整個支護體強度和穩定性得到提高。具體支護方案如圖4所示。

圖4 遇地質構造帶時支護示意圖

5 支護效果監測

為檢驗巷道支護優化方案實施效果,在6101N工作面進風巷進行了巷道表面位移監測。在整個觀測期內,巷道圍巖變形量和變形速度均較小,兩幫位移量210 mm,兩幫移近速度最大22.5 mm/d。頂板下沉量最大182 mm,頂底板移近速度最大15 mm/d,兩幫及頂底板變形量均在控制范圍之內。觀測結果表明,采用新的支護方案后,巷道收斂大大變小,圍巖整體穩定性良好。

6 結論

(1)復雜條件下的煤巷錨桿支護除了要發展高強和超高強錨桿以實現強度匹配外,應根據圍巖強度耦合支護原理,將錨桿支護的特性與錨索的力學特性有機地結合起來進行總體支護設計,使錨桿與錨索的參數與力學性能相互匹配,以最大限度地發揮錨網索整體支護作用,這是錨桿-錨索聯合支護的關鍵。

(2)為適應巷道復雜多變的特點,避免深部軟弱巖層界面產生離層導致頂板下沉和跨落,應采用錨索加強支護,發揮其懸吊補強作用。

(3)通過巷道支護參數的優化,單侯礦采動影響下的回采巷道錨桿支護更趨合理,巷道維護狀況顯著改善。在巷道施工和使用過程中,圍巖整體穩定性良好。

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(責任編輯 張毅玲)

On the optimization of bolt-mesh-anchor support parameter in complex situation

Wang Xuhong1,Wang Yuhuai2,Xia Huange3,Zhao Qifeng2
(1.College of Mining Technology,Taiyuan University of Technology,Taiyuan,Shanxi province 030024,China; 2.Safety Engineering College,North China Institute of Science and Technology,Sanhe,Hebei province 065201,China; 3.Danhou Coal Mine,Yuzhou Coal Mining Company,Kailuan(Group)Co Ltd,Yuxian,Hebei province 075700,China)

TD 353.6

A

王旭紅 (1967-),男,河北省易縣人,副教授,在讀博士,現在太原理工大學陽泉學院從事采礦工程教學及科研工作。