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    運輸大巷錨網索支護控制技術應用實踐

    2018-06-01 09:42:02
    江西煤炭科技 2018年2期
    關鍵詞:大巷鋼帶節(jié)理

    明 洋

    (晉能集團陽泉公司 上社煤礦,山西 盂縣 045100)

    巖體內存在的節(jié)理、裂隙等對圍巖結構穩(wěn)定性及受力變形破壞等具有重要的影響,節(jié)理裂隙等結構性弱面是巖體的薄弱環(huán)節(jié)所在,在采動影響下易使巖體沿著該結構面滑動或失穩(wěn),且節(jié)理裂隙面的圍巖可錨性差,采用常規(guī)錨桿支護無法有效控制圍巖的穩(wěn)定性。某礦西翼運輸大巷圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育,在使用年限內底鼓變形及兩幫移近量均較大,針對上述情況,首先在巷道淺部圍巖施工全長錨固預應力錨桿,控制淺部圍巖裂隙,形成一次承載圈;在巷道兩幫進行錨索梁二次支護,控制深部圍巖變形,與一次承載圈共同作用形成復合承載圈,進而保證支護體系有足夠的支護深度和支護強度,從而有效控制巷道圍巖變形,保證支護結構的長期穩(wěn)定性。

    1 工程地質條件

    上社煤礦主采15#煤層,煤層均厚5.47 m,煤層傾角2°~5°,平均埋深600 m,煤體單軸抗壓強度為7.85 MPa。西翼運輸大巷留頂煤沿煤層下部掘進?;卷敒?0.3 m的中粒砂巖,單軸抗壓強度為29.4 MPa,直接頂為2.8 m的炭質泥巖,單軸抗壓強度為22.7 MPa,直接底為3.9 m的炭質泥巖,局部區(qū)域參雜鋁質泥巖,該類巖層強度較低、較為破碎、遇水后容易發(fā)生膨脹崩解,其單軸抗壓強度為18.4 MPa。

    西翼運輸大巷采用矩形斷面,斷面寬5400mm、高4200mm,巷道采用錨桿錨索聯合支護,頂板采用直徑為22mm、長度為2200mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿配合平鋼帶梁支護,錨桿間排距均為800mm,每隔兩排錨桿布置一排直徑為17.8mm、長度為7300的鋼絞線錨索,錨索間排距均為1600mm。西翼運輸大巷起始段位于向斜軸部的地質構造帶內,周圍存在多條其他巷道,巷道圍巖應力集中現象劇烈,巷道施工完成后變形劇烈,兩幫移近量達到1800mm,底鼓量達到1000mm,斷面收縮嚴重,已無法滿足正常生產的要求。

    2 巷道圍巖變形分析

    1)巷道圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育,且處于地質構造帶附近,因而容易產生剪切破壞。巷道周邊實測水平應力可達到28.8 MPa,而通過煤巖樣巖石力學試驗可知15#煤層的單軸抗壓強度僅為7.85 MPa,受到巖體內部節(jié)理裂隙的影響,其強度會進一步降低。在高水平應力和圍巖內部節(jié)理裂隙的雙重影響下,破碎的煤巖體向巷道內自由空間塑形流動。

    2)巷幫支護強度不夠,圍巖變形量大。錨桿支護可對巷道圍巖徑向移動產生約束,在圍巖淺部形成壓應力區(qū)域,然而巷道斷面較大,錨桿長度較小,僅為2.2 m,對巷道兩幫的支護阻力相對較小,無法提供足夠的支護阻力以防止圍巖破碎。而圍巖內部裂隙逐步由淺部向深部擴展,裂隙間相互貫通形成滑移面,在受到回采動壓影響后,圍巖沿著滑移面發(fā)生滑落失穩(wěn),從而向兩幫鼓出;由于圍巖松動,導致錨桿失去可靠的著力點,錨固力大大減小,無法繼續(xù)有效控制圍巖的變形破壞,隨著時間的增長,兩幫最終會出現較大的位移量。

    3)錨桿錨索支護系統(tǒng)無法發(fā)揮其主動支護的作用。巷道圍巖破碎、剪切變形嚴重。原錨桿支護系統(tǒng)中,錨桿預緊扭矩為150 N·m,預緊力值相對較小,支護結構產生的支護應力場同樣較小。配合錨桿支護所使用的平鋼帶厚度僅為3mm,圍巖變形導致其折損嚴重,且未進行相應的補強支護。由于鋼帶變形導致錨桿尾端的托錨力集中在一個相對較小的區(qū)域,無法將錨桿力均勻分散在周邊巖體中,進而造成錨桿間巖體破碎、鼓出,導致錨桿支護阻力降低,無法充分發(fā)揮錨桿的錨固作用,最終使巷道支護體系失去其作用。

    4)巷道底板未采取任何支護,底鼓變形嚴重。巷道直接底含有鋁質泥巖。該巖層具有強度較低、較為破碎、遇水后容易發(fā)生膨脹崩解的性質,尤其在高應力作用下,會在巖層底板內發(fā)生流動性底鼓。隨著底鼓范圍及巷道底鼓量的不斷增加,導致底板破壞深度逐漸增大,底板巖層的整體穩(wěn)定性變差;同時會使巷幫承載結構失去可靠的著力點,兩幫承載結構基礎的穩(wěn)定性降低,在徑向應力的作用下,兩幫圍巖會向巷內移動,產生大變形。

    3 西翼運輸大巷圍巖穩(wěn)定性控制

    3.1 圍巖穩(wěn)定性控制策略

    通過上述分析,對應力較高、圍巖破碎的該巷道實施有效支護,需采取兩方面的措施,一是加強對對巷道兩幫的支護,二是采取有效措施控制巷道頂底板變形。決定采用高強度錨網噴支護+幫部二次錨網梁索的綜合支護技術。

    (1)首先施工高預應力全長錨固錨桿對破碎圍巖形成一次有效支護體系。該錨桿安裝時,先進行端部錨固后并施加高預應力,上述步驟完成后,將錨桿剩余自由端采用水泥漿繼續(xù)進行全長錨固,注入的水泥漿液,一方面能夠與錨桿體結合對圍巖變形實施有效控制,另一方面漿液滲入破碎圍巖,能夠將圍巖內部節(jié)理裂隙充填,增大圍巖的內聚力和內摩擦角,進一步促進錨桿預應力的實施效果。

    (2)該巷道圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育,圍巖在受到采動影響后,易發(fā)生峰后蠕變現象,一次支護后無法長期保持巷道圍巖的穩(wěn)定性,若要保證巷道圍巖的長期穩(wěn)定,需將深部圍巖與淺部圍巖有機結合起來,即在一次支護形成的圍巖承載圈后,對巷道兩幫進行錨索梁的二次支護,從而形成復合承載圈,以實現二者的同步協調變形。

    (3)可通過在巷道兩幫底角處施工底角錨桿及錨索,以控制巷道底鼓變形。

    3.2 支護技術方案

    根據巷道變形特征機理及圍巖控制策略,最終決定采取以下支護方案。

    (1)頂板加固措施,對頂板的支護主要通過補強錨索,在原支護方案中每兩排錨索間補打一排錨索,錨索采用直徑為17.8mm、長度為8000mm的鋼絞線錨索,錨索間排距均為1600mm,選用長5000mm、寬180mm、厚5mm的“W”鋼帶配合錨索使用,最終頂板加固方案見圖1。

    (2)幫部加固措施,巷道頂板加固后對巷幫進行加固,巷幫采用直徑為22mm、長度為2600mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距均為800mm,選用長3400mm、寬100mm、厚5mm的平鋼帶配合錨桿使用,靠近巷道底板最下一排錨桿與豎直方向呈15°向下施工,施工位置距離巷道底板高度不超過200mm,施工完成后對錨桿施加預緊力不小于60 kN。最后在巷道肩窩沿走向方向布置一排直徑為17.8mm、長度為5500mm的鋼絞線錨索。錨桿及錨索施工完成后對巷道全斷面噴射混凝土,混凝土噴層厚度為100mm。

    (3)幫部二次加固措施,二次加固施工與一次加固施工錯開半個排距,二次加固施工采用兩種不同斷面A、B,所選用的錨桿、錨索及鋼帶規(guī)格尺寸與一次加固中相同,間距均為800mm、排距均為1600mm,距離巷幫底角200mm補打點錨索,點錨索選用直徑17.8mm、長度為5500mm的鋼絞線,排距為1600mm,巷幫加固方案見圖2。

    圖1 頂板加固方案俯視圖

    圖2 巷幫支護方案側視圖

    4 礦壓觀測

    為了檢驗二次支護后巷道支護效果,在巷道內設置礦壓觀測站,對巷道圍巖變形進行100 d左右的持續(xù)觀測,繪制了圖3中圍巖變形曲線,由圖3可知,巷道在補強支護后,100 d內頂底板累計移近量為110mm、兩幫累計移近量為80mm,總體來說,巷道圍巖變形量較小,巷道支護效果良好。

    圖3 巷道圍巖邊形曲線

    5 結語

    現場試驗結果表明,通過采用高預應力全長錨固錨桿支護體系可密閉圍巖裂隙并提高巷幫強度,形成一次承載圈;對巷道兩幫進行錨索梁的二次支護,從而形成復合承載圈;實現深淺部圍巖的同步協調變形,確保支護系統(tǒng)的穩(wěn)定性。從現場圍巖變形觀測來看,頂底板移近量及兩幫移近量都較小,巷道支護良好。

    〔1〕康紅普.我國煤礦巷道錨桿支護技術發(fā)展60年及展望[J].中國礦業(yè)大學學報,2016,45(6):1071-1081.

    〔2〕常聚才,謝廣祥.錨桿支護控制深部巷道圍巖力學效應研究[J].水文地質工程地質,2013,40(6):43-48.

    〔3〕王金華.全煤巷道錨桿錨索聯合支護機理與效果分析[J].煤炭學報,2012,37(1):1-7.

    〔4〕張成文,楊萬斌.深部高應力全煤巷道支護技術[J].煤礦開采,2010,15(4):63-64+56.

    〔5〕劉文濤,何滿潮,齊 干,等.深部全煤巷道錨網耦合支護技術應用研究[J].采礦與安全工程學報,2006(3):272-276.

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