顶板破碎巷道维护技术

2024-07-01

顶板破碎巷道维护技术（共5篇）

顶板破碎巷道维护技术篇1

摘要：本文结合矿井巷道顶板变形和失稳的原理, 平顶山煤田在顶板失稳防治过程中运用的措施, 以及预应力锚索桁架技术和锚杆支护技术的总结应用, 对巷道破碎的支护技术进行分析并优化。

关键词：顶板支护技术,破碎顶板,锚杆支护,预应力锚索桁架支护技术

伴随着平顶山煤田开采的高度和开采强度的增加, 巷道的断面也在逐步增大, 导致大断面巷道顶板的稳定性问题越来越突出, 这不仅仅加大了工程量以及维护难度, 还造成矿井生产的接续紧张, 限制了平顶山煤田的又好又快发展。平顶山煤田的大断面巷道破碎顶板失稳和变形问题, 给安全生产带来了极大的隐患。弄清巷道顶板失稳和变形的原理, 并且使用合理的控制方法, 改良顶板的受力状态以及围岩环境, 会给煤矿的安全高效生产带来重要的保证。

1 工程的地质环境特征

平顶山煤田位于河南省中部平顶山市, 是我国13个主要煤炭生产基地之一。平顶山煤田处在市区东部, 北依焦赞山, 南临平安大道, 东与许昌市襄城县毗连, 距许平南高速公路7公里, 西距市中心11公里, 311国道、孟 (庙) 宝 (丰) 铁路穿境而过。矿区铁路专用线从储煤仓直达田庄集配站和武汉铁路局平顶山东站, 与孟宝铁路相连, 矿井的年生产能力约1 000万吨, 是我国国内大型现代化高效高产的矿井。

平顶山煤田现在主要采煤层是2#煤, 2#煤层一般厚度7.27m左右, 通常倾角为10°。2#煤层顶板节理裂缝发育, 遇到水容易变软。煤层当中节理发育, 顶板的围岩破碎, 受开采和扰动的影响, 节理非常容易改变成裂隙, 从而导致顶板和煤层片帮冒落。平顶山煤田巷道的掘进是以沿顶板掘进为主的, 当中大断面巷道占据全矿井井巷的3/4以上。

依照2#煤层顶底板岩性以及物理力学特征测试, 2#煤层顶底板岩性是泥岩、粉砂岩以及炭质泥岩。直接顶一般可以分成两个岩性区, 也就是粉砂岩泥岩区和砂岩区。砂岩区是细粒砂岩和粗粒砂岩, 岩石大多比较完整, 裂隙不很发育, 属于中等易冒落比较稳定的岩层。粉砂岩泥岩区是砂质泥岩、粉砂岩, 岩石很完整, 质地较软, 节理裂缝很少, 属于中等冒落比较稳定的岩层。底板除了井田中部 (十六线到五十二线间) 大多是细粒砂岩外, 剩余的全是粉砂岩, 泥岩排第二, 岩石比较完整, 裂隙、节理不是很发育, 属于中等比较稳定的岩层。

2 顶板的失稳特征以及分析

依照现场调研情况, 矿井破碎顶板失稳特性主要有以下两个原因:

2.1 地质构造的因素

西部地区强烈的断裂活动和结构变形通常会导致破碎岩体。受到地震的影响, 破碎岩体非常容易松弛, 解脱咬合, 结构的联结减弱, 容易出现滑落。平顶山煤田的巷道一般是沿着2#煤层顶板掘进的, 2#煤层顶板伪顶是碳质泥岩, 遇到水非常容易膨胀和弱化, 并且层理发育, 容易破碎。2#煤层顶板直接顶是粉砂岩, 拥有显著的垂直节理与水平层理, 各个节理之间泥质胶结不是很牢靠, 形成很多的滑面, 这些滑面成为这段顶板岩石的弱面, 在垂向载荷的作用下, 会演变为局部失稳。而且直接顶到泥质胶结的粉砂岩很不均匀的, 这层非稳定的岩层对顶板岩层的变形和破坏起到了一定保护作用, 在粉砂岩层变厚区域其厚度超过了巷道锚杆锚固的高度, 非常容易导致顶板失稳和垮落。

地质动力以及地下水作用导致岩层移动突变和变异, 很容易导致围岩裂缝发育, 岩体的整体性遭到破坏, 这对顶板岩体的稳定性是非常不好的。

2.2 支护设计因素

巷帮的损坏直接影响到顶板的稳定性。平顶山煤田巷道两帮出现软弱夹层, 受到采动的影响, 巷道强度比较弱的薄弱层结构体首先屈服变形, 并且对巷帮造成了一定的水平拉应力, 导致巷帮承载能力降低, 假如巷帮设计的锚杆强度比较脆弱, 就会导致围岩的损坏程度增加, 顶板失稳。如平顶山煤田Y110205上运巷两帮的设计就应用了玻璃钢锚杆进行支护, 因为其强度很低, 在采动的影响之下, 玻璃钢锚杆大部分都被拉断了, 导致巷帮失稳, 围岩应力再次分布, 顶板在靠近煤壁断裂, 出现巷道局部 (漏) 冒顶的事故。

巷道的断面不一样, 其空间位置下围岩的应力分布也不相同。平顶山煤田回采巷道的断面全是异矩形的断面, 在巷道的肩窝处, 岩体破碎非常严重, 如果不增强支护, 受采动影响很容易使肩窝处的煤帮和顶板被破坏, 导致失稳的顶板出现断裂的事故。

3 治理措施以及解决办法

平顶山煤田运用集团倡导的“大范围控制和小范围 (局部) 治理”的理念, 以及西安科技大学提出的面对多层次多目标的支护体系和模式, 有效的改良了巷道的顶板稳定性。

3.1 建立巷道顶板超前地质保障系统

矿井的巷道支护和设计一定要建立在可靠、充分的超前地质保障的技术基础之上。探测开采地质条件, 创建超前的地质保障系统, 能够帮助搞清巷道顶板变形和失稳的内在因素, 查清地质因素对矿井开采时顶板稳定性受影响的程度, 对地质量化进行预测, 用钻探、物探等技术方法, 实现生产地质顶板工作的动态管理, 及时调整工作面和巷道支护参数, 最大程度上减少支护成本, 保障矿井的高效安全开采。

3.2 建设矿井顶板动态控制系统

平顶山煤田实行区域的责任制, 强化现场的施工, 并且对施工以后的锚杆 (索) 做锚杆 (索) 拉拔实验进行支护效果的检查, 与此同时增加矿井回采巷道以及掘进巷道顶板变形失稳的日常检查。在掘进巷道和回采巷道, 每五十米布置一组“十字布桩”以及顶板离层观测站, 对巷道的顶板离层量和顶底板变形量进行常规检查, 保证可靠数据的提供, 并且对日常检查数据汇总成报表, 每周都进行分析和总结。对顶板变形和失稳的区域, 运用“黄、橙、红”顶板维护的管理模式。

3.3 增强科研合作模式先进的检查和反馈技术

平顶山煤田和西安科技大学合作, 开展了“大断面巷道岩层控制技术支护研究”以及“缓倾斜特厚煤层大采高开采工艺的运用研究”, 建立产-学-研的合作方式, 引进了先进的检测和反馈技术, 给科学地进行巷道冒顶防治和顶板支护决策提供科学的依据。

4 结语

平顶山煤田巷道顶板稳定性控制已经研究出一套合理的支护技术, 能够有效地防治因破碎岩层结构组合恶化而导致的冒顶失稳, 但是, 破碎顶板岩体失稳还有很多的不稳定性和多变性, 需要在实践中进一步的优化支护技术, 为积极主动支护创造有利条件。

参考文献

[1]王思锦.中国岩石力学与工程学会第七次学术大会论文集[C].北京:中国科学技术出版社, 2010 (3) :289-292.

[2]来兴平.开采扰动下大尺度采空区衍生动力灾害控制研究[R].北京:北京科技大学, 2011 (5) :244-247.

顶板破碎巷道维护技术篇2

某矿2106工作面采用走向长壁式一次采全高采煤法, 大巷采用皮带运输, 皮带提升, 工作面采用单体液压支柱配合金属顶梁支护。2号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.20~4.00 m, 平均厚度为2.30 m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.50~6.30 m, 平均厚度为3.20 m。受区域构造控制, 本井田总体为一轴向北西的背斜构造, 地层倾角一般5°~8°, 局部达25°左右。井田内发育17条断层及1条背斜, 未发现陷落柱及火成岩构造, 其中, F1正断层位于井田西部边界一带, 走向N10-18°W, 倾向NE, 倾角70°落差H=210 m, 向南、北均延伸出本井田, 区域延伸长度达10 km。井田内2号煤层巷道揭露。构造应力作用下巷道围岩裂隙发育, 顶板破碎。

2 破碎顶板巷道失稳规律

2.1 巷道原有支护方式

采用网喷支护形式来用于回风大巷断面设计, 局部区域采用锚索加强方式支护。网片的搭接间距为100 mm, 用钢丝网进行固定, 采用矩形布置, 锚杆的参数为20×2 000 mm, 规格为800 mm×800 mm, 外露长度为50 mm, 用型号为CK2350锚固剂进行锚固, 每根锚杆配2卷锚固剂。原支护方案采用36U型钢、混凝土喷层、钢梁支护。36U型钢间距为500 mm, 采用普通强度连接件连接半圆拱钢梁与直腿钢梁, 搭接长度400mm。钢筋网搭接长度为100 mm×100 mm, 钢筋网底部连接处两边各安设4对卡子, 钢筋网顶部安设2对卡子。采用强度等级为C20混凝土进行喷层支护, 喷射厚度为150 mm,

2.2 U型钢支护数值模拟分析

从图1可以看出, 由于U型钢刚度低, 并且底板支护没有到位, 底臌量的增加, U型钢底部发生弯曲, 削弱对围岩控制作用。巷道底臌量可达250 mm, 底臌量较大的原因在于U型钢无法对巷道底板进行有效支护。巷道底臌引起围岩流变, 进而导致巷帮发生位移, 最终引发围岩失稳。

基于上述分析可知, U型钢支护存在如下问题。

1) U型钢难以对破碎顶板有效支护。由图1可以看出, 西回风大巷承受构造应力较强, 且随埋深增加围岩松动范围增大, 这对于巷道的维护来说很重要。从力学角度来看, 巷道开挖后, 顶板围岩在拉应力作用下断裂、冒落, 节理裂隙进一步发育, 导致U型钢难以接顶, 不能有效提供径向应力, 难以控制破碎区发展。

2) U型钢支架不能提供主动支护力。U型钢的顶部与周围岩石没有密切贴合, U型钢不能起到立竿见影的支护效果, 只有周围岩石发生一定的形变之后, U型钢才能起到支护作用, 当支护强度达到200 k N/m2以上时, 对周围岩石的形变才能起到支护作用。只有及时地向周围岩石给予充分的支护, 才能保证巷道的安全。

3) U型钢支架不适应滑动破碎围岩巷道非对称变形特征。U型钢支架支护难免与周围岩石存在空隙的现象, 不规则、破碎的岩石与U型钢不能完全无缝的贴合, 这样就存在U型钢受力不均引起局部承受过多, 导致连接件偏载、移动, 当U型钢连接件受力超过自身强度时出现损坏[1,2,3,4]。

4) 底板缺少有效支护措施。巷道底板的支护不足使得底板迅速隆起, 这样U型钢两边的支架会向中间移动, 当产生这种移动后, 导致U型钢两边的底角不牢固。当将底板隆起部分铲除时, 使得两边支架更加松动而产生移动, 因此U型钢难以发挥支护承载作用。

由此可见, 将U型钢用于周围松软破碎、围岩不完整的岩石巷道, 并不能给予充足的承载力去支护巷道, 发挥不了U型钢本身的作用。而U型钢集中受力, 导致其整体对周围岩石的承载力降低, 使用寿命变短, U型钢毁坏。

3 支护方案及工业性试验

基于普氏理论, 顶板自然平衡拱下方围岩采用“预紧力锚杆联合钢带、金属网”支护, 目的是将原有单根锚杆点支护扩展成为面支护, 防止自然平衡拱下方岩层离层、垮落, 将拱下方岩体组合为次承载层与自然平衡拱上方联系。因此锚杆长度至少应大于冒落区域, 锚杆拉力之和应不小于冒落拱下方岩石重量。改进支护方案如图2所示, 采用锚杆、锚索、W型钢带、混凝土喷层联合支护。采用MSGLD-335/22×3 000型锚杆, 预应力不小于5 t, 顶板锚杆间排距750 mm×750 mm, 帮锚杆间排距750 mm×750 mm, 底角锚杆在高帮一侧与水平线夹角为30°, 低帮一侧为45°, 形成不对称底角锚杆支护。金属网搭接长度100 mm, 均匀布置。采用强度等级为C20混凝土对巷壁喷射支护, 厚度150 mm。在巷道顶板中心及量肩窝处安设规格为17.88×6 300 mm预应力锚索, 预应力不小于300 k N。经工业性试验, 顶板下沉量大大降低, 仅为48 mm;巷道底臌状况也大大改善, 最大底臌量仅为62 mm, 围岩稳定性增强, 取得良好支护效果。

注:岩层角度变化时, 应调整各锚杆角度, 尽量增大锚杆与岩层面的夹角。

4 结语

通过对巷道周围滑动破碎的岩石形变特点以及原支护的U型钢受力分析, 针对具体的破坏特征提出“不对称底角锚杆联合锚索支护技术”, 同时也进行了实际施工的应用, 取得了较好的支护效果。

参考文献

[1]张成.谢桥煤矿13118工作面2#陷落柱及影响区的煤岩特征[J].华北科技学院学报, 2009, 6 (2) :19-22.

[2]华心祝, 谢广祥.极软岩巷道锚注加固注浆材料研究与应用[J].岩土力学, 2004, 25 (10) :1642-1646.

[3]刘长武, 陆士良.水泥注浆加固对工程岩体的作用与影响[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (5) :454-458.

顶板破碎巷道维护技术篇3

煤炭作为中国主要能源之一, 在能源生产和消费总量中占有重要比例, 且在能源中占有主体地位。中国特厚煤层每年开掘或维护数量较大, 随着煤炭开采强度和规模的不断增加, 开采技术的飞速发展, 综合机械化的形成, 导致巷道的断面越来越大。在煤炭开采过程中顶板灾害威胁严重, 发生事故频率最高且危害大。部分巷道发生突发性大面积顶板垮塌事故, 造成重大的人员和经济损失。因此为促进该类矿井的安全作业, 需要对坚硬顶板厚煤层回采巷道的控制修复技术进行研究。坚硬顶板具有强度高、厚度大、结构紧密、整体性强的特点, 单轴抗压强度一般在60MPa~200 MPa之间[1]。在进行煤炭开采时, 由于坚硬顶板工作面、煤体、上巷分别受到原岩应力、超前支承压力和侧向支承压力的作用, 顶板来压强度高, 容易发生事故影响工作面的安全。

1 围岩破碎原因分析

巷道围岩压力受到地质和工程两方面的影响。地质因素主要指自然属性, 包括完整性 (或破碎程度) 、力学性质、结构面的分布密度、充填物性质及岩体的强度和性质等因素。工程方面的因素主要有阻止围岩变形、维护围岩稳定、巷道尺度、位置及施工技术等。巷道围岩破坏了围岩整体稳定;围岩松散、冒顶;围岩膨胀底鼓;巷道变形断面缩小等情形。巷道开挖后, 围岩应力遭到破坏需要重新分布。巷道是否稳定由围岩的承载力影响, 如果围岩的承载力大于其承受载荷, 那么巷道就是稳定的。否则, 巷道可能出现变形。其中巷道位置的选择、巷道密度、煤层开采过程中应力变化的影响、深部低压及地质构造等因素都可能引起围岩破碎。

事实上, 围岩破碎有多方面原因:围岩自身承载能力小, 煤层、巷道顶板的强度小, 松软破碎;复合顶板厚, 顶板内夹杂多层软弱煤、岩层容易离层, 导致顶板支撑能力变小, 这样顶板的压力就会被转移到两帮, 在向巷道内移动过程中引起底板鼓起;通过对晋煤集团赵庄煤矿的实地考察研究, 发现围岩破碎主要位于联络巷附近和回风巷顶板处, 破碎较为严重的区域集中在煤柱上和顶板处。为有效分析赵庄煤矿围岩破碎原因, 对其煤层覆盖结构特点和围岩破碎的表征进行分析, 发现造成该煤矿围岩破碎的原因主要有两方面:a) 通过对煤层岩层结构分析, 由于煤层较厚且不够坚硬, 开采过程中承压能力不足, 工作面便承受较大的压力范围, 由此导致的回风巷间的煤柱破碎;b) 通过力学性能测试发现煤层老顶属于坚硬老顶, 岩性为中砂岩, 有较强的抗压、抗拉能力[2]。正是由于坚硬老顶在工作过程中不易断裂, 致使工作面周期来压出现问题。正是由于坚硬后层顶板的大面积外露导致的工作面前方煤壁受力过大, 长期在高应力环境下更容易出现破碎。

2 破碎围岩修复机理分析

2.1 注浆加固机理

巷道修复过程中, 单纯使用撞楔法不易保持人工假顶的稳定性, 需要在破碎煤岩处进行注浆加固, 从而保证巷道的修复效果和施工过程的安全。注浆加固机理主要是指利用浆液填充固结围岩的裂隙面, 充实弱面、将其重新胶结在一起。在破碎煤岩内加注浆液后, 能够起到加固其内聚力、抗剪和抗拉强度。通过改善破碎煤岩的力学参数, 提高其力学性能, 增加围岩的自身承载力和完整程度, 最终达到稳固围岩的作用。注浆加固可使巷道围岩强度显著提高。注浆加固后, 围岩的破坏由强度较高的固结体控制。显著提高破碎区煤体强度的同时保持两帮的稳定。所以, 使用注浆加固技术能有效地保持围岩稳固。

在进行注浆加固时, 要注意以下几点:a) 在注浆材料的选择上, 注浆要解决的问题是顶板破碎还是煤层承压能力不强, 具体选择何种材料要依据注浆的目的和实际情况来定;b) 在布置注浆孔时要根据范围设定角度、间距、深度。如果围岩破碎严重, 需要使用自攻钻杆做为注浆管[3];c) 注浆过程中, 各注浆孔实施交替注浆。注浆时要先对破碎顶板进行注浆加固, 再对煤帮酥软部位进行注浆;d) 注浆压力的选择和注浆量的大小要依据地质条件和注浆材料而定, 注浆时如果浆泵压力明显上升时要停止注浆, 一般将压力调整在2 Pa~3 Pa范围内。

2.2 超前预爆破弱化老顶机理

超前预爆破弱化老顶机理是指通过爆破方式, 促进顶板破断。将炮眼放置在坚硬顶板岩体之中, 用人工方式构造断裂面。爆破后产生的缝隙与工作面自身形成的裂隙相互作用, 裂隙面将向岩体深部和采空区发展。工作原理是通过改变坚硬顶板的物理学特性, 达到工作面围岩压力的降低和弱化坚硬顶板的目的。在使用超前预爆破老顶技术时遵循的原则是“多打眼、少装药”, 操作过程中将炮眼与回风巷中线的夹角调整到25°, 炮眼间距为10 m。总之, 在实施爆破前要综合考虑如何能有效调整回风巷内侧老顶已到达爆破效果, 同时也要考虑减少对回风巷围岩的扰动。

3 破碎围岩修复注意事项

对破碎围岩进行修复时, 要以最大提高围岩强度, 改善闻言应力状态为前提, 其原理是利用岩石本身的抗力来支撑地压。如何预防和降低围岩破碎必须重视:a) 巷道布置时要具备良好的工程地质条件, 选择坚硬的均质岩石。巷道要布置在应力降低区, 来降低井巷周围岩体的应力;b) 巷道断面的选择要合理。巷道周边要采用曲线布置, 避免直线产生的拉应力;c) 注意支架的选择, 根据具体条件进行选择。如果是变形地压可用可缩性支架, 如果是散体地压则可用刚性支架;d) 施工技术要先进, 采用注浆加固技术的同时要加强入场的分析与检测[4]。

4 修复效果

通过对赵庄煤矿的实地研究, 分析找出坚硬顶板条件下厚煤层老顶破断的原因, 老顶在破断前的大面积悬露造成应力增加。在高应力环境下, 回采巷道围岩发生破碎。完成回采巷道破碎围岩修复后, 为保障安全生产顺利进行, 修复后对其进行效果检验。主要采用钻孔窥视、巷道表面位移检测的方式进行效果检测。在注浆完成后的24 h, 开始对破碎的煤体采用钻孔窥视的方式来观察。结果发现破碎的煤体已经重新胶结在一起, 而且内聚力和抗压强度均有增加。注浆效果十分显著, 大大提高了煤体的抗压强度。超前预爆破弱化老顶技术的使用促使工作面围岩压力的降低, 起到了弱化坚硬顶板的作用。回采巷道破碎围岩修复成功的实践说明, 超前预爆破弱化老顶技术与注浆加固技术的结合, 有效修复了坚硬顶板厚煤层条件下回采巷道的破碎围岩。

5 结语

以赵庄煤矿为基础对回采巷道围岩破坏原因进行分析得出两方面原因:煤层老顶属于坚硬老顶, 岩性为中砂岩, 抗压、抗拉能力较强;开采过程中矿体承压能力不足。对赵庄煤矿破碎围岩的成功修复说明注浆加固与超前预爆破结合的方法可以有效修复围岩。减少了巷道的维护成本, 缩短了巷道的维护时间。在整个矿井开采过程中具有重大意义, 不仅提高了经济效益, 更重要的是为矿井开采人员提供了一个安全工作环境。此项技术现已在赵庄煤矿区广泛应用, 并取得了良好效果, 缓解了矿区出现的巷道维护难问题。

参考文献

[1]彭永贵.坚硬顶板条件下采场巷道变形规律实测及分析[J].煤炭技术, 2012, 31 (2) :98-100.

[2]王家臣.厚煤层开采理论与技术[M].北京:冶金工业出版社, 2009.

[3]吴德义.新集二矿1608运输巷顶板离层特征分析[J].煤炭科学技术, 2010, 12 (8) :18-21.

顶板破碎巷道维护技术篇4

离层破碎顶板回采巷道采用传统的被动支护方式 (如工字钢支架、U型钢支架支护) 时, 顶板离层较易向深部岩层发展, 若受到剧烈的采动影响, 围岩易产生较大变形, 将对矿井安全高效生产造成不利影响[1,2]。

某矿回采巷道属典型的离层破碎顶板, 之前一直采用架棚支护方式, 巷道掘后较长时间内难以稳定、变形量大, 后期需多次返修, 巷道维护困难。该矿根据回采巷道的地质条件, 通过支护方式改革, 采用锚网索联合支护技术, 较好地解决了离层破碎顶板回采巷道围岩控制的难题。

1 地质条件

该矿煤层倾角5°~8°, 平均厚度2.7 m, 埋深70~130 m。基本顶为石灰岩, 厚度4~13.6 m, 厚层状, 质坚硬, 性脆, 裂隙较发育;直接顶为泥岩, 厚度变化范围为1~3.5 m, 软弱破碎, 遇水膨胀、软化, 属于典型的离层破碎顶板;底板为铝质泥岩, 致密、性脆, 遇水易软化, 易发生底鼓现象。

煤层顶底板柱状如图1所示。

主要煤岩体的力学参数如表1所示。

巷道原设计断面为梯形, 顶长2 800 mm, 底长3 800 mm, 高2 500 mm, 支护采用11#矿用工字钢架棚+金属网联合支护, 巷道围岩变形和破坏严重, 工字钢棚梁、棚腿都有不同程度的弯曲变形, 巷道支护的可靠性和安全性较低。

2 支护方式选择

2.1 架棚支护失效的原因

离层破碎顶板极易离层、冒落, 难以形成整体的承载结构。随巷道掘进开挖出现临空自由面, 应力重新分布, 软弱围岩易发生离层破坏。架棚支护不能主动支撑围岩, 难以充分发挥其支撑能力, 只有当围岩应力释放时, 巷道顶板下沉、两帮鼓起, 围岩才能紧贴架棚, 钢棚才能起到支撑作用。若巷道受到较为剧烈的采动应力影响、围岩释放的压力大于棚子和围岩自身的支撑能力, 架棚就容易发生变形[3], 甚至导致支护整体失效。

2.2 锚杆支护的优点

锚杆支护是一种积极防御的支护方法, 对于离层破碎的岩体, 锚杆可以及时将该类岩体与上位岩体挤压加固在一起, 阻止顶板岩石离层破碎范围的进一步扩大。提高锚杆的预紧力可有效防止锚固区岩体逐渐破坏。当顶板来压时, 可以通过增加锚固范围, 形成有效的加固厚度, 提高锚固区域岩体的强度和剪切强度, 并对深部围岩提供侧向约束, 维护锚固区外围岩弱面自身的力学性能, 调动深部围岩的自身强度和稳定性。因该支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、巷道断面利用率高、回采面端头维护工艺简化, 可有效提高矿井的经济效益[4]。

结合该矿回采巷道顶板离层破碎的特点, 对比分析架棚支护、锚杆支护的优缺点, 最终确定支护方式为锚网索联合支护。

3 锚网支护参数确定

3.1 模型建立

为更精确确定锚网支护参数, 模拟软件选用FLAC2D数值模拟软件进行计算。锚网索联合支护主要参数有锚杆 (索) 长度、直径、间排距等, 为了优选支护方案, 在4.5 m直接顶 (泥岩) 、10 m基本顶 (石灰岩) 顶板条件下, 选取不同支护参数, 模拟分析不同支护参数的支护效果, 根据模拟结果, 优选合理的支护方案。

模拟方案支护参数: (1) 锚杆规格分别取:φ20×1 800 mm、φ20×2 000 mm和φ20×2 200 mm; (2) 锚杆间距分别取:600 mm、800 mm和1 000 mm; (3) 顶锚索规格:φ17.8×8 000 mm, 分别用1根和2根。总共3×3×2=18种模拟方案, 数值模拟力学模型如图2所示。

3.2 模拟结果分析

不同支护参数条件下顶板的最大下沉量和最大离层量如表2、3所示。

由表2、3可知, 对巷道围岩效果起影响作用的是所选择的锚杆的长度和锚杆布置的间距;锚索将直接顶与基本顶组合在一起, 控制了顶板离层的产生。结合最大下沉量和最大离层量并考虑到实际情况, 最终确定直接顶4.5 m、基本顶10 m时离层破碎型顶板巷道的最优支护方案为:锚杆长度1 800 mm, 间距800 mm, 顶锚索1根。

4 工程实践与效果分析

4.1 支护方案及参数

采用锚网索联合支护的方式对巷道进行支护, 支护参数参照数值模拟分析结果选取。由于原巷道断面为梯形, 梯形巷道断面利用率较低, 不便于施工, 该方案设计将后续掘进巷道断面改为矩形, 简化施工难度, 提高巷道利用率。巷道尺寸为:净宽3 800 mm, 净高2 500 mm。巷道服务年限对围岩控制提出严格要求, 选择安全性相对较高的支护参数, 巷道支护参数如下: (1) 巷道顶板采用5套高性能预拉力锚杆加长3 800 mm KT-M5型钢带、菱形金属网联合支护, 其锚杆规格为φ20×1 800 mm, 间排距为800 mm×800 mm;采用加长锚固方式, 每根锚杆采用2节Z2350型中速树脂药卷, 安装扭矩不低于150 N·m, 以满足顶板锚杆对预拉力的最低要求;顶板同时安装高强性能预应力锚索, 锚索规格为φ17.8×8 000 mm, 间排距为2 000 mm×1 600 mm, 五花布置方式。 (2) 巷道两帮各采用3套高性能预紧力锚杆加轻型钢带、菱形金属网联合支护。锚杆规格为φ20×1 800 mm, 间排距为800 mm×800 mm;采用加长锚固方式, 每根锚杆采用一节CK2335超快速树脂药卷和一节Z2350中速树脂药卷。联合支护断面如图3、4所示。

4.2 巷道围岩变形特征

采用“十字”布点法对巷道变形特性进行了监测。巷道顶底板和两帮移近量随时间变化曲线如图5所示。

由图5可知, 巷道两帮移近量在成型0~13 d内持续增大, 13~30 d内缓慢增加, 30 d后趋于稳定, 顶底板移近量则在成型后0~20 d内持续增大, 20~50 d内缓慢增加, 50 d后趋于稳定;巷道顶底板移近量最大值约为260 mm, 两帮移近量最大值约为220 mm。

顶板离层量随时间变化曲线如图6所示。由图6可见, 顶板离层量在巷道成型后0~20 d内持续增大, 最大为14 mm, 20~50 d内缓慢增加至17 mm, 50 d后稳定于18 mm。这与巷道围岩顶底板相对移近量的变化速度是同步的。

5 结论

锚网索联合支护作为主动支护方式, 能有效解决离层破碎巷道围岩控制问题。 (1) 通过对巷道支护方式和支护参数进行科学合理的设计, 解决了离层破碎顶板巷道围岩变形严重等支护问题。 (2) 现场表面位移监测结果表明:巷道围岩变形控制在合理范围, 有效控制了巷道围岩变形, 为矿井的安全高效生产提供了条件。

参考文献

[1]张农.煤巷顶板离层控制理论及实践[J].煤矿支护, 2006 (2) :1-9.

[2]李学华, 梁顺, 姚强岭, 等.泥岩顶板巷道围岩裂隙演化规律与冒顶机理分析[J].煤炭学报, 2011 (6) :903-908.

[3]赵永恒.U型钢架棚支护技术的研究与实践[J].工程技术, 2013 (31) :99-100.

顶板破碎巷道维护技术篇5

1 工程概况

某采区下部巷道煤岩层综合柱状图见图1, 覆岩厚度变化较大, 巷道围岩构造应力大、水平应力突出, 造成顶底板岩层错动、挠曲离层, 煤层顶板为复合型破碎顶板, 煤帮松软破碎, 锚杆易受剪破坏。巷道顶、底及两帮均较软, 支护困难, 属于典型的软岩巷道。若PT为巷道开挖后围岩向临空区运动合力, PR为围岩自承力, PD为以变形能释放转化的工程力, PS为工程支护力, 则软岩巷道支护原理[4]为

PT=PD+PR+PS (1)

2 数值模拟

模型中岩层按照巷道附近综合柱状图划分, 并视其为均质、各向同性。模型尺寸120 m×75 m, 两侧施加水平位移约束, 底部为固定位移约束。网格划分要反映巷道围岩的受力特性, 考虑计算机运行速度, 因此, 在巷道围岩细化, 在远离巷道处加大网格尺寸以便于计算。计算模型见图2, 覆岩、底板网格为0.5 m×1 m, 煤层网格尺寸为0.5 m×0.4 m。

巷道采用锚网索支护, 顶板及两帮采用Φ20 mm×2 400 mm高强锚杆, 间距、排距均为0.8 m;带肋锚索Φ17.8 mm×8 500 mm, 排距1.6 m, 间距0.8 m, 中间锚索铅垂方向, 两侧锚索与铅垂方向呈45°。

选用Mohr-Coulomb模型[5], 不同预应力条件下, 围岩力学参数发生变化[6], 计算用物理力学参数见表1。

3 计算结果分析

3.1 围岩变形特征

对比3种不同预应力条件下的巷道围岩变形量 (见表2) , 可以看出: 高预应力条件下顶板下沉量比低、中预应力方案明显减小, 降幅约为20%～25%。而3种方案的巷道底鼓量基本保持在200 mm左右。同时, 与中、低预应力方案相比, 两帮移近量分别减小26%～30%, 35%～42%。

3.2 围岩应力分布规律

各方案围岩应力情况见图3—5。

由图3、图4可以看出, 采用低、中预应力时, 巷道顶板水平应力集中区域距巷道顶板表面约为 1.2～1.6 m, 两帮垂直应力集中区距巷道两帮表面约 2.1～2.6 m。

由图5可以看出, 采用高预应力方案时, 巷道顶板水平应力集中区域为0.8～1.0 m, 两帮垂直应力集中区域变为1.2～1.5 m。

4 结论

1) 通过巷道锚杆支护数值模拟, 与低、中预应力方案相比, 高预应力条件下, 巷道顶板下沉量、两帮移近量降幅明显, 但底板变形量变化不大。

2) 高预应力时, 围岩应力集中区向巷道表面移近, 围岩应力状态明显改善, 利于巷道围岩稳定。