錢德雨,王 成,張冬華,韓昌良
(中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221008)
巷道工程
深井厚復合頂采空區(qū)上方煤巷支護技術(shù)及應用
錢德雨,王 成,張冬華,韓昌良
(中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221008)
分析了深井厚復合頂板采空區(qū)上方煤層巷道的支護難點和特點,提出了圍巖強化控制技術(shù)和此類巷道的錨桿支護方案,介紹了應用于淮南某礦深井厚復合頂板采空區(qū)上方煤巷錨桿支護的成功經(jīng)驗。實踐證明,高預應力高強錨桿組合的圍巖強化控制技術(shù)是控制深井厚復合頂板采空區(qū)上方煤巷圍巖變形的有效方法。
深井;厚復合頂;采空區(qū)上煤巷;高預應力;強化控制
淮南礦區(qū)多為高瓦斯和煤與瓦斯突出礦井,煤層瓦斯含量高達 26m3/t,僅依靠傳統(tǒng)鉆孔預抽要抽采到 8m3/t以下,需 10~20a,開采周期長,產(chǎn)量不穩(wěn)定,不能滿足華東地區(qū)經(jīng)濟社會發(fā)展的能源需求。實踐證明,首采關(guān)鍵層的保護層開采[1]是淮南礦區(qū)瓦斯治理的有效方法,但保護層開采后由于受采動影響,被保護層中的下伏采空區(qū)煤層巷道的支護難度大大增加。本文介紹了巷道圍巖強化控制技術(shù)及其在淮南礦區(qū)受采動影響下的深井厚復合頂板下伏采空區(qū)煤層巷道中的成功應用。
淮南某礦 1115(3)工作面位于 -780m水平,工作面周圍煤層均未開采,但下方 1115(1)工作面于 2008年 12月底回采結(jié)束。1115(3)工作面軌道巷于 2009年 4月開始掘進。1115(3)工作面標高為 -673~ -764m,地面標高 +23.1~ + 24.03m。走向長約 2900m,傾斜長 220m。工作面煤層賦存穩(wěn)定,鉆孔揭露煤層厚度 2.95~4.37m,平均厚度 3.56m。煤層結(jié)構(gòu)復雜,一般含 2~3層炭質(zhì)泥巖、泥巖夾矸。受斷層和層滑構(gòu)造的影響,煤層厚度變化較大。煤層傾角為 3~10°,平均 5°。在構(gòu)造發(fā)育處頂板會有淋水現(xiàn)象,初期較大,隨著時間推移逐漸變小直至消失。煤層自然發(fā)火期 3~6個月,具有較強的自燃傾向性,原始巖溫 38~40℃。1115(3)工作面軌道巷與下伏采空區(qū)位置關(guān)系如圖 1,巖性綜合柱狀如圖 2。
圖1 試驗巷道與采空區(qū)位置關(guān)系
圖2 煤巖層綜合柱狀
(1)巷道埋深大,屬深部軟巖巷道。深部巷道“三高一擾動”的特殊環(huán)境,決定了深部巷道圍巖變形表現(xiàn)出脆 -塑性轉(zhuǎn)化、流變及擴容的明顯特性。
(2)受動壓影響。1115(1)工作面已回采完畢,但是由于采后時間較短 (4個多月),其上覆巖體受采動影響還未完全穩(wěn)定,1115(3)工作面位于 1115(1)工作面正上方,間距約 75m,處于塌陷影響范圍之內(nèi),巷道圍巖穩(wěn)定性控制難度明顯增大。
(3)13槽煤層巷道頂板巖性變化較大,且多為厚復合頂板,由炭質(zhì)泥巖、泥巖和 13-2煤組成,頂板松軟巖層較厚,錨桿錨固基礎(chǔ)不能可靠保證,頂板支護難度較大。
(4)工作面鉆孔揭露 13-1煤層厚度 2.95~4.37m,平均厚度 3.56m。煤層結(jié)構(gòu)復雜,一般含2~3層炭質(zhì)泥巖、泥巖夾矸,由于受下伏 1115 (1)工作面采動影響,巷道掘進時很容易出現(xiàn)大面積的片幫,對支護極為不利。
(5)巷道走向長 (2900m),要求維護時間較長,對支護強度及維護的長時穩(wěn)定性有較高要求。
(6)底鼓的控制難度大,在煤層較厚的巷段,松軟的底煤和復合底板將發(fā)生明顯的底鼓破壞。
綜上,該巷道圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)研究具有極大的挑戰(zhàn)性,必須系統(tǒng)地采用以高強錨桿為基礎(chǔ)、高預應力[2]為核心的圍巖強化控制技術(shù)。
3.1 巷道圍巖強化控制理論
深部厚復合頂板煤層巷道支護實踐表明,傳統(tǒng)的U型鋼可縮支架支護、普通高強錨桿支護和噴層相結(jié)合的支護等都不能有效地控制受動壓影響的深井厚復合頂板煤層巷道頂板錨桿錨固區(qū)外的弱面離層[3]和圍巖的長期變形,不能從根本上保證巷道頂板的安全性。近年來,采用巷道圍巖強化控制技術(shù)則表現(xiàn)出了很強的適應性。該技術(shù)主要包括 3個強化:
(1)錨桿承載性能強化 包括技術(shù)手段升級和創(chuàng)新,高性能預拉力錨桿朝超高強方向發(fā)展,實現(xiàn)高預緊力、高強度、高剛度和高可靠性[4]。
(2)巷道圍巖強度強化 錨桿支護提高了錨固體的力學參數(shù),改善了被錨固體的力學性能;通過提高徑向應力以及其增加速度,使得圍巖由二向應力狀態(tài)向三向應力狀態(tài)轉(zhuǎn)化,提高了圍巖強度[5]。
(3)承載結(jié)構(gòu)強化 針對煤層巷道層狀賦存特點、煤巖體不均衡性產(chǎn)生的弱化區(qū)進行補強,形成或強化圍巖承載結(jié)構(gòu),包括含弱面的頂板離層控制和對幫角煤巖體破壞區(qū)、軟弱底板等加固措施。
3.2 關(guān)鍵控制技術(shù)
(1)高性能超高強錨桿及其附件 高性能預應力錨桿朝著超高強錨桿方向發(fā)展,以實現(xiàn)高預緊力、高強度、高剛度、高可靠性和低支護密度。高強桿體、大托盤、強大扭矩螺母是實現(xiàn)大扭矩安裝、提高錨桿承載性能的關(guān)鍵因素,采用MQS-90J2型氣扳機可以實現(xiàn) 80~100kN的預緊力,并保持錨桿較高的工作阻力狀態(tài)。高性能預應力支護技術(shù)可以明顯改善巷道周邊的圍巖應力分布,有效控制圍巖變形。
(2)錨索梁承載結(jié)構(gòu) 在巷道頂板或幫部布置高強預應力錨索梁,其結(jié)構(gòu)為:兩根錨索配合槽鋼或鋼帶與頂板或幫部巖面垂直安裝或外帶 10°傾角;高強預應力錨索梁具有比單體錨索錨固范圍大、充分調(diào)動深部圍巖承載能力的優(yōu)點,在高強預應力錨桿的基礎(chǔ)上進一步強化巷道圍巖承載性能,同時槽鋼梁或鋼帶增大了支護構(gòu)件對巷道圍巖的護表面積。
4.1 數(shù)值模擬
根據(jù)地質(zhì)資料,運用 FLAC2D建立相應的平面應變計算模型。模型尺寸長 ×高 =200m×140m,考慮預留斷面,巷道寬 ×高 =5.0m×3.4m,采空區(qū)長×高 =110m×3.5m(模型為對稱模型,因此,選取實際工作面長度的一半)。模型左、右及下邊界均為位移固定約束邊界,上邊界為應力邊界,按上覆巖層厚度施加均布載荷。下伏 1115(1)工作面回采后,采空區(qū)區(qū)域垂直應力分布如圖 3。支護方案遵循“三高一低”[6]的現(xiàn)代錨桿支護設計理念,模擬支護方案如圖 4,頂板錨桿 7根,長度為 2.8 m;幫部錨桿 5根,長度為 2.5 m,頂板錨索 5根,長度 7.7m。數(shù)值模擬巷道圍巖變形結(jié)果如表 1。
圖3 采空區(qū)區(qū)域垂直應力分布
圖4 數(shù)值模擬支護方案
表 1 數(shù)值模擬巷道掘進期間圍巖最大位移
下伏 1115(1)工作面回采后,采空區(qū)直接頂板巖層在自重力及其上覆巖層的作用下,產(chǎn)生了向下的移動和彎曲。當其內(nèi)部拉應力超過巖層的抗拉強度極限時,直接頂板首先斷裂、破碎、相繼冒落。同時,回采空間圍巖應力重新分布,不僅在回采空間周圍的煤體上產(chǎn)生應力集中,而且該應力會向煤層頂板深部傳遞,其對 11-2煤層頂板影響范圍約為 100m,而 1115(3)工作面軌道巷正好位于應力集中影響邊緣,巷道兩幫垂直應力明顯具有不對稱性,巷道右?guī)偷拇怪睉Υ笥谧髱汀?/p>
4.2 具體支護參數(shù)
在厚復合頂板巷段,采用的具體支護參數(shù)如圖5所示。
圖5 錨帶網(wǎng)索支護參數(shù)
(1)巷道頂板采用 7根 IV級左旋螺紋鋼高強預拉力錨桿、4.8m長M5型鋼帶、8號菱形金屬網(wǎng)支護,錨桿規(guī)格為 <22mm×2800mm,每根錨桿 2節(jié) Z2380型樹脂藥卷錨固,扭矩不小于 200N·m;錨桿間排距750mm×800mm。
(2)兩幫采用 5根左旋螺紋鋼高強預拉力錨桿、3.2m長M5型鋼帶、10號菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護,錨桿規(guī)格為 <20mm×2500mm,每根錨桿用 1節(jié) Z2380型藥卷;間排距 750mm×800mm。
(3)在巷道頂板中間布置 1套高預應力錨索梁,錨索規(guī)格為 <21.8mm×7700mm,錨索下鋪設2.6m的 T2鋼帶,鋼帶上 3眼孔,間距 1.1m,排距為 800mm。同時沿巷道走向頂板兩側(cè)布置 2排走向錨索梁,鋪設 2.2m的 T2鋼帶,鋼帶上 2眼孔,間距1.8m。錨索眼孔深度為7500mm,每孔用3節(jié) Z2380樹脂藥卷;預緊力 80~100kN,頂板錨索梁緊跟迎頭施工。
1115(3)工作面軌道巷自2009年4月開始施工,5月初開始進入下伏采空區(qū)段施工,之后便裝設測站。至 2010年 2月底結(jié)束,共施工 2900m。掘進期間巷道圍巖變形如圖 6、圖 7所示。
圖 6 掘進期間巷道圍巖變形量曲線
圖7 掘進期間巷道圍巖變形速度曲線
巷道掘進 41d后圍巖變形趨于穩(wěn)定,兩幫移近速度、頂板下沉速度、底鼓速度分別為 1.78mm/ d,0.56mm/d,1.72mm/d,兩幫移近量、頂板下沉量、底鼓量分別為 233mm,83mm,245mm。此后圍巖處于流變狀態(tài)。96d后巷道兩幫移近速度、頂板下沉速度、底鼓速度分別為 0.75mm/d, 0.06mm/d,1.10mm/d,兩幫移近量、頂板下沉量、底鼓量分別為 290mm,95mm、318mm。支護方案達到了預期的目標,圍巖變形控制效果較好,巷道經(jīng)受了煤巖體蠕變、風化影響的考驗,試驗取得了成功,為 1115(3)工作面回采打下了良好的基礎(chǔ)。
(1)淮南礦區(qū) 13槽煤層強度低、厚度大,頂板為厚層松軟復合頂、圍巖結(jié)構(gòu)復雜,煤層埋藏深,巷道斷面大,且受下伏采動影響,維護難度大。兩幫變形和底鼓都較強烈,巷道支護參數(shù)設計時應考慮預留斷面。
(2)數(shù)值模擬表明,1115 (1)工作面回采后,回采空間圍巖應力重新分布,不僅在回采空間周圍的煤體上產(chǎn)生應力集中,而且該應力會向煤層頂板深部傳遞,其對 11-2煤層頂板影響范圍約為100m,而使得上覆 1115(3)工作面軌道巷位于應力集中影響邊緣,增加了巷道維護難度。
(3)根據(jù)巷道圍巖維護特點,采取了針對性技術(shù)措施和支護參數(shù),成功進行了現(xiàn)場工業(yè)性試驗,支護效果良好,為類似深井厚復合頂板采空區(qū)上煤層巷道采用錨桿支護提供了工程實踐經(jīng)驗。
(4)淮南礦區(qū)巷道支護實踐證明,以高強錨桿和高剛度附件為基礎(chǔ),高預應力為核心的圍巖強化控制技術(shù)是控制受采動影響的深井厚復合頂板采空區(qū)上煤巷圍巖變形的有效方法。
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[責任編輯:于海湧]
Surrounding Rock Control Technology and Application of Coal Roadway with Thick and Combined Roof above Gob in DeepM ine
Q IAN De-yu,WANG Cheng,ZHANG Dong-hua,HAN Chang-rong
(State KeyLaboratory of Coal Resource&SafetyMining,Mining Engineering School,China University ofMining&Technology,Xuzhou 221008,China)
This paper put forward strengthening control technology of surrounding rock and anchored bolt supporting project by analyzing supporting difficulty and characteristic of deep coal roadwaywith thick combined roof above gob.It introduced successful experience of applying bolt supporting in deep coal roadway above gob in Huainan.Practice showed that high pre-stress anchored bolt with high strength was effective method for controlling deformation of deep coal roadwaywith combined roof above gob.
deep mine;thick combined roof;coal roadway above gob;high pre-stress;strengthening control
TD353.6
A
1006-6225(2010)05-0051-04
2010-06-01
“十一五”國家科技支撐計劃 (2007BAK28B00);國家自然科學基金青年科學基金資助項目 (50904064);煤炭資源與安全開采國家重點實驗室 (SKLCRS M09X03)
錢德雨 (1987-),男,安徽鳳陽人,碩士研究生,主要從事巷道圍巖控制方面的研究。