劉 棟 闞 磊 任松杰 蔣志剛
(1.中國礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇省徐州市,221008;2.皖北煤電集團(tuán)公司錢營孜煤礦,安徽省宿州市,235162)
厚層泥巖頂板巷道礦壓規(guī)律研究及支護(hù)參數(shù)優(yōu)化
劉 棟1闞 磊2任松杰1蔣志剛1
(1.中國礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇省徐州市,221008;2.皖北煤電集團(tuán)公司錢營孜煤礦,安徽省宿州市,235162)
針對云南小發(fā)路煤礦巷道頂板為厚層泥巖且變形嚴(yán)重的特點(diǎn),通過礦壓觀測總結(jié)了圍巖破壞及巷道變形規(guī)律。觀測結(jié)果表明,巷道掘后初期破壞活動(dòng)集中于圍巖淺部,此時(shí)應(yīng)當(dāng)及時(shí)采取有效支護(hù)措施,防止破壞向圍巖深部發(fā)展,并在此基礎(chǔ)上探討了原有支護(hù)方案存在的問題。使用數(shù)值模擬的方法優(yōu)化并選擇了支護(hù)參數(shù),指出,增加錨桿長度及支護(hù)密度可以有效改善巷道圍巖變形情況。
厚層泥巖頂板 巷道礦壓規(guī)律 巷道支護(hù) 參數(shù)優(yōu)化
云南省小發(fā)路煤礦地質(zhì)條件較為特殊,頂板為厚度較大的軟弱泥巖,目前支護(hù)措施為錨網(wǎng)噴支護(hù),巷道圍巖變形嚴(yán)重,對煤礦正常生產(chǎn)活動(dòng)影響較大。因此,總結(jié)該條件下巷道礦壓規(guī)律,并據(jù)此對支護(hù)措施進(jìn)行了改進(jìn),支護(hù)效果得到明顯改善。
小發(fā)路煤礦位于云南省昭通市彝良縣,開拓(準(zhǔn)備)巷道和回采巷道均沿C5煤層布置。巷道直接頂厚度為6~8 m,屬軟弱泥巖,直接底以黑色泥巖、菱鐵質(zhì)泥巖為主。巷道斷面為半圓拱形斷面,巷道墻高1.5 m,寬3.64 m,半圓拱直徑為3.64 m。目前支護(hù)方案為錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護(hù)方式,錨桿采用?18 mm×2000 mm左旋等強(qiáng)螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×800 mm。
為評估現(xiàn)有支護(hù)方案效果,總結(jié)現(xiàn)有支護(hù)方案條件下巷道礦壓規(guī)律及特點(diǎn),對巷道表面位移情況、圍巖深部離層及破壞情況等進(jìn)行了觀測。
使用“十字交叉法”對巷道表面位移情況連續(xù)觀測40 d,結(jié)果顯示巷道變形嚴(yán)重,兩幫累計(jì)移近量達(dá)到234 mm,頂板累計(jì)下沉量為69 mm。巷道掘后初期(約0~4 d)圍巖變形活動(dòng)劇烈,兩幫移近速度達(dá)到20 mm/d,頂板下沉速度達(dá)到10 mm/d,此后圍巖活動(dòng)逐漸趨于平緩,但仍呈現(xiàn)出一定的流變特性。1#測站巷道表面位移情況隨時(shí)間變化關(guān)系見圖1。
在巷道頂板及兩幫安裝圍巖離層指示儀觀測巷道深部圍巖活動(dòng)情況,連續(xù)觀測40 d。分析觀測數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn)圍巖離層主要集中在巷道表面以里2.0 m范圍內(nèi),其中以0~1.0 m范圍最大。
錨桿受力情況監(jiān)測結(jié)果顯示巷道內(nèi)錨桿受力情況呈現(xiàn)受力不均勻的特點(diǎn),頂部錨桿受力大于兩幫錨桿受力。1#測站內(nèi)錨桿受力情況見圖2。
分別在巷道掘后5 d、10 d、20 d、30 d位置處使用鉆孔探測儀對圍巖內(nèi)部破壞情況進(jìn)行觀測。探測結(jié)果顯示,巷道頂部圍巖范圍內(nèi),淺部圍巖在巷道掘后初期(約5 d)較為完整,但隨時(shí)間推移而逐漸破壞。幫部圍巖在掘后初期即出現(xiàn)一定程度破壞,破碎范圍主要集中于0.6 m范圍以內(nèi),并且隨著時(shí)間推移,破壞逐漸向圍巖深部發(fā)展。
由圍巖變形的時(shí)效特點(diǎn)可知,巷道掘出后應(yīng)及時(shí)對其進(jìn)行有效支護(hù),以防止圍巖破壞活動(dòng)向深部蔓延,導(dǎo)致支護(hù)效果被削弱甚至喪失。礦壓觀測結(jié)果表明原有支護(hù)方案支護(hù)參數(shù)選取不當(dāng),導(dǎo)致初始支護(hù)強(qiáng)度不足,未能有效阻止破壞活動(dòng)向圍巖深部發(fā)展,故采用數(shù)值模擬軟件FLAC3D對各支護(hù)參數(shù)進(jìn)行模擬分析,選取最佳參數(shù),最終確定改進(jìn)方案。
針對幫部圍巖支護(hù)強(qiáng)度不足的問題,考慮加長幫部錨桿長度,分別模擬幫部錨桿長度為2.0 m、2.4 m和2.6 m情況下的巷道圍巖位移情況。
表1為上述各方案巷道位移情況對比。由表1可知,將幫部錨桿長度由2.0 m增長至2.4 m,巷道最大水平位移量明顯減少,而當(dāng)幫部錨桿長度由2.4 m增長至2.6 m后,巷道最大水平位移量變化并不明顯。因此從經(jīng)濟(jì)合理的角度考慮,最終確定幫部錨桿長度為2.4 m。
表1 采用不同長度幫錨桿巷道位移情況表mm
在幫部錨桿長度為2.4 m的條件下,分別模擬頂板錨桿長度為2.2 m、2.4 m和2.6 m時(shí)巷道圍巖位移情況見表2,結(jié)果發(fā)現(xiàn),頂板錨桿長度變化對巷道圍巖活動(dòng)影響不明顯,最終確定頂板錨桿長度為2.4 m。
表2 采用不同長度頂部錨桿巷道位移情況表mm
原有支護(hù)方案下的錨桿間排距為800 mm×800 mm,為增加錨桿支護(hù)密度,在已確定頂板錨桿和幫部錨桿的情況下,分別模擬間排距調(diào)整為800 mm×700 mm和700 mm×700 mm時(shí)巷道圍巖的位移情況。
表3為不同間排距方案模擬結(jié)果對比情況。模擬結(jié)果顯示,縮小錨桿排距可有效降低巷道頂板最大垂直位移,錨桿間距對巷道圍巖位移情況影響較小,因此最終確定將錨桿間排距確定為800 mm×700 mm。
表3 采用不同間排距巷道位移情況表mm
分別模擬錨桿直徑為18 mm、20 mm和22 mm情況下巷道圍巖變形情況,結(jié)果顯示錨桿直徑變化對巷道圍巖變形情況影響微弱,因此從經(jīng)濟(jì)合理角度出發(fā),未對原有支護(hù)方案中的錨桿直徑進(jìn)行改變。
圖3 巷道斷面及支護(hù)參數(shù)示意圖
針對礦壓觀測中現(xiàn)有支護(hù)方案反映出來的問題,結(jié)合數(shù)值模擬的方法對原有支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化,最終確定優(yōu)化后的支護(hù)方案為:錨桿使用?18 mm×2400 mm左旋等強(qiáng)螺紋鋼錨桿,錨桿間排距調(diào)整為800 mm×700 mm,錨固劑采用CK2335樹脂錨固劑,托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×8 mm,錨索規(guī)格為?15.24 mm×6500 mm,使用燕尾梁作為拖梁,金屬網(wǎng)采用直徑為6 mm的鋼筋加工而成的經(jīng)緯網(wǎng),尺寸規(guī)格為1 m×2 m,網(wǎng)格100 mm×100 mm,噴漿厚度不小于120 mm,混凝土強(qiáng)度等級為C20。巷道內(nèi)錨桿布置見圖3。
目前該方案已被該礦采用。采用該方案后巷道圍巖位移情況得到一定程度改善。對巷道表面位移情況連續(xù)觀測10 d,兩幫位移量累計(jì)為26 mm,頂板累計(jì)下沉7 mm。
(1)巷道開挖初期,圍巖破壞活動(dòng)較為劇烈,圍巖破碎區(qū)破碎主要集中于淺部,如不及時(shí)采取有效支護(hù)措施,破壞將向圍巖深部發(fā)展,導(dǎo)致錨桿安設(shè)基礎(chǔ)遭到破壞,錨固作用無法發(fā)揮,故巷道掘出后應(yīng)及時(shí)采取有效措施防止破壞向圍巖深部蔓延。
(2)厚層泥巖頂板條件下,增加兩幫錨桿長度,可有效減小幫部圍巖的變形情況,而加長頂部錨桿長度則對巷道變形情況影響不明顯;減小錨桿排距可有效減小巷道頂板下沉量;錨桿直徑對巷道圍巖活動(dòng)影響較小。
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Study on strata behavior regularity and support parameters optimization on the condition of thick mudstone roof
Liu Dong1,Kan Lei2,Ren Songjie1,Jiang Zhigang1
(1.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou,Jiangsu 221008,China;2.Qianyingzi Colliery of Hengyuan Coal and Electricity Co Ltd.,Suzhou,Anhui 235162,China)
According to the characteristics that the roof of roadway is thick mudstone and deformation is serious in XiaoFalu colliery,summarized the rules of surrounding rock damage and roadway deformation by observing strata control,showed that failure concentrated on shallow parts of surrounding rock during the initial stage of roadway excavation,effective support measures should be taken in time to prevent the failure of deep surrounding rock,and discussed the problems existing in original supporting scheme.Optimize the support parameters by numerical modeling,pointing out that increasing the length of anchor and strengthening supporting density can improve effectively the deformation of the surrounding rock.
thick mudstone roof,strata behavior regularity,roadway support,parameters optimization
TD353.6
A
劉棟(1987-),男,河南三門峽人,碩士研究生,主要從事煤礦巷道圍巖控制方面研究。
(責(zé)任編輯 張毅玲)