破碎圍巖順槽支護參數(shù)優(yōu)化研究

郭計云,閆智信,郭思良

(1.晉中市煤炭規(guī)劃設(shè)計研究院,山西 晉中 030600;2.山西保利鐵新煤業(yè)有限公司,山西 靈石 031300)

煤巷在復(fù)雜地應(yīng)力場及地質(zhì)條件下,圍巖極易呈破碎狀態(tài),支護難度顯著提高[1],而合理的支護參數(shù)對圍巖控制尤為重要[2]。

文獻(xiàn)[3]采用相似模擬手段對錨固體強度強化特征進行分析,結(jié)果表明:其峰值強度和殘余強度強化系數(shù)與錨桿預(yù)緊力呈正相關(guān)。文獻(xiàn)[4]采用數(shù)值模擬手段對錨固體的形成與失穩(wěn)進行研究,得出附加應(yīng)力隨錨桿間距減小而增大,隨預(yù)緊力增大而增大。文獻(xiàn)[5]經(jīng)過相似模擬對錨桿加固作用進行研究,得出節(jié)理巖體的初期剪切剛度隨著預(yù)緊力的提高而增大。文獻(xiàn)[6]通過建立力學(xué)模型對預(yù)緊力與預(yù)緊力矩的關(guān)系進行研究,給出了相應(yīng)數(shù)學(xué)表達(dá)式。文獻(xiàn)[7]經(jīng)過數(shù)值模擬,得出錨桿(索)在離層面處受力明顯增大。

筆者采用巷道圍巖鉆孔窺視手段,對山西靈石華灜天星公司某礦10號煤層的順槽圍巖狀態(tài)及支護參數(shù)合理性進行研究,給出了其圍巖變形量過大的原因,提出了成本較低的新支護方案,并通過現(xiàn)場實測證實了本次研究的正確性與新方案的有效性。

1 工程背景

山西靈石華灜天星公司某礦為兼并重組整合礦井,生產(chǎn)能力60萬 t/a。現(xiàn)開采10號煤層埋深572 m～673 m,厚度2.27 m～3.3 m,平均2.92 m,頂板依次為:泥巖(平均厚度3.1 m),細(xì)砂巖(平均厚度4.9 m)。該煤層首采面100401工作面在回采過程中,采用錨網(wǎng)索支護的兩順槽均出現(xiàn)較大變形,且局部錨桿失效,頂?shù)装逡平孔畲筮_(dá)87 cm,兩幫移近量最大達(dá)103 cm,嚴(yán)重影響正常生產(chǎn)。100401工作面順槽斷面及支護參數(shù)見圖1(兩順槽相同)。

圖1 100401工作面順槽支護參數(shù)Fig.1 Gateway supporting parameters of No.1002401 working face

2 圍巖鉆孔窺視及支護參數(shù)改進

為探明100401工作面順槽變形量過大的原因,并為支護參數(shù)優(yōu)化提供依據(jù),采用鉆孔窺視手段對其運輸順槽圍巖進行分析研究。

2.1 窺視方案

于100401工作面運輸順槽煤壁處布置第一個測點,沿工作面推進方向間隔5 m布置另外兩個測點,見圖2所示。每個測點均采用錨桿鉆機向頂板及兩幫中部平行打10 m深的鉆孔,進行窺視后導(dǎo)入電腦進行展開分析。

圖2 鉆孔窺視測點布置圖Fig.2 Layout of borehole peep points

2.2 窺視結(jié)果

由窺視結(jié)果可知,測點距煤壁越近,順槽圍巖破壞程度越大,破壞范圍越深;巷道頂板破壞程度較兩幫大,破壞范圍也較深。因此,選取煤壁處頂板鉆孔進行分析,其鉆孔錄像展開圖，見圖3。

圖3 煤壁處頂板鉆孔錄像展開圖(單位:m)Fig.3 Video expansion view of of boreholes at the roof (m)

由圖3可知,巷道圍巖淺部(深度0 m～2.3 m范圍內(nèi))進入塑性破壞區(qū),出現(xiàn)大量平行地層的裂縫;泥巖與細(xì)砂巖交界面處離層現(xiàn)象顯著(深度2.9 m～3.1 m處);錨索尾部及細(xì)砂巖與上覆巖層交界面處出現(xiàn)細(xì)小的裂縫(深度6.9 m與7.9 m處)。

2.3 支護參數(shù)改進方案

由窺視結(jié)果與100401工作面順槽支護參數(shù)可知,錨桿錨固段處于巷道圍巖塑性破壞區(qū)內(nèi),這不利于發(fā)揮錨桿的支護能力;錨桿預(yù)緊力過小,導(dǎo)致巷道圍巖塑性破壞深度過大;錨索密度及預(yù)緊力過小,不能抑制泥巖直接頂發(fā)生離層;巷道圍巖深部較完整,可作為可靠的錨固點。

根據(jù)上述研究結(jié)果以及現(xiàn)有研究成果[8],對100401工作面順槽支護參數(shù)做如下調(diào)整并應(yīng)用至100403工作面順槽:1)錨桿長度增加至2.5 m;2)錨桿預(yù)緊力增加至60 kN;3)錨索改為五花布置,預(yù)緊力增加至100 kN。新支護參數(shù)見圖4所示。

圖4 100403工作面順槽新支護參數(shù)Fig.4 Gateway supporting parameters of No.100403 working face

3 工程驗證

為驗證研究成果的正確性以及新方案的有效性,在100403工作面回采時對其運輸順槽進行表面位移監(jiān)測。

3.1 監(jiān)測方案

于100403工作面運輸順槽距煤壁200 m處布置測站,采用十字布點法布置測點,分別在頂?shù)装逯胁亢蛢蓭椭胁看怪毕锏辣阢@直徑28 mm、深度300 mm的鉆孔,并將直徑30 mm、長300 mm的木樁打入孔內(nèi)。測點布置見圖5所示。

圖5 巷道表面位移測點布置Fig.5 Layout of surface displacement monitoring points of roadway

每天用鋼卷尺測量AB距離(頂?shù)装逡平?及CD距離(兩幫移近量)距離2次,精確到mm,并進行記錄。

3.2 監(jiān)測結(jié)果

將100403工作面運輸順槽監(jiān)測結(jié)果繪入坐標(biāo)系,并截取距煤壁140 m～0 m范圍進行分析(200 m ～140 m過程中巷道表面位移可忽略不計),見圖6。

圖6 巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果Fig.6 Surface displacement monitoring results of roadway

由圖6可知,測站距工作面140 m～40 m時,巷道表面位移速率不斷增大,位移量緩慢增大;測站距工作面<40 m時,巷道表面位移量快速增大。自測站建立時算起,測站距工作面100 m時,頂?shù)装逡平繛?5 mm,兩幫移近量為16 mm;測站距工作面40 m時,頂?shù)装逡平繛?3 mm,兩幫移近量為74 mm;測站距工作面0 m時(即該處巷道即將報廢時),頂?shù)装逡平繛?37 mm,兩幫移近量為339 mm。這表明工作面回采時,對順槽較顯著的超前影響距離約為40 m;頂?shù)装逡平繙p小至原方案的27%,兩幫移近量減小至33%;新方案在成本較低的情況下,對該礦10號煤層順槽變形控制效果顯著,有效改善了安全生產(chǎn)條件。

4 結(jié)論

1)在山西靈石華灜天星公司某礦10號煤層原支護方案下,過小的錨桿(索)預(yù)緊力導(dǎo)致圍巖破碎深度較大且離層顯著;不合理的錨桿長度導(dǎo)致錨固段處于圍巖塑性破壞區(qū)。以上因素是導(dǎo)致該礦順槽變形量過大的主要原因。

2)針對上述因素進行優(yōu)化后,該礦10號煤層順槽頂?shù)装逡平繙p小至原方案的27%,兩幫移近量減小至33%,在較低成本條件下顯著減小了其圍巖變形。

3)采用鉆孔窺視手段可直觀而準(zhǔn)確地對巷道圍巖狀態(tài)及其支護參數(shù)合理性做出分析,以此為依據(jù)的優(yōu)化方案可有效減小巷道圍巖變形。

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