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    胡底煤礦大斷面開切眼圍巖控制技術(shù)研究

    2022-09-14 09:01:34茹武偉
    山東煤炭科技 2022年8期
    關(guān)鍵詞:塑性錨索錨桿

    茹武偉

    (山西晉能控股集團(tuán)沁水胡底煤業(yè)有限公司,山西 晉城 048214)

    1 工程概況

    胡底煤業(yè)1309 工作面開采3#煤層,平均埋深450 m,煤層均厚5.54 m,傾角為1°~9°,煤層整體結(jié)構(gòu)較簡(jiǎn)單。煤層直接頂為黑灰色砂質(zhì)泥巖,平均厚度為2.85 m;基本頂為黑色中粒砂巖,平均厚度為4.74 m;底板為泥巖,平均厚度為1.65 m。

    1309 工作面切眼沿3#煤層頂板掘進(jìn),設(shè)計(jì)為矩形斷面,寬度7200 mm,高度3100 mm,凈斷面22.2 m2,毛斷面23.56 m2。切眼掘進(jìn)采用分次成巷的作業(yè)方式,即先導(dǎo)硐施工非開采側(cè),后刷大施工開采側(cè)。導(dǎo)硐斷面為毛寬5.4 m,毛高3.1 m;刷大斷面為毛寬1.8 m,毛高3.1 m。為保證1309 工作面切眼大斷面巷道圍巖的穩(wěn)定性,需對(duì)其圍巖控制及支護(hù)技術(shù)展開研究[1-5]。

    2 切眼支護(hù)設(shè)計(jì)

    2.1 切眼導(dǎo)硐支護(hù)

    (1)頂板支護(hù)采用“錨網(wǎng)+錨索+鋼筋梯”組合支護(hù)。

    頂錨桿采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),錨桿為矩形布置,間排距為800 mm×1000 mm,每排7 根,靠非開采側(cè)巷幫0.2 m 開始布置,采用2 支錨固劑,錨固長(zhǎng)度為1208 mm,保證錨桿錨固力不小于190 kN,預(yù)緊力矩不小于400 N·m。煤柱幫靠邊的頂錨桿與法線成15°夾角,其余錨桿垂直頂板施工,頂部加掛鋼筋梯和金屬菱形網(wǎng)。

    頂錨索布置方式:頂錨索采用Φ22 mm、長(zhǎng)度7300 mm 的錨索,采用3 支錨固劑,錨固長(zhǎng)度為1971 mm,保證錨索預(yù)拉力不小于270 kN,初次張拉時(shí)壓力表必須達(dá)到300 kN。每排布置2 根,間排距為2000 mm×2000 mm。

    (2)幫部支護(hù)

    巷道主幫采用玻璃鋼錨桿加掛塑料網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),錨桿間排距為2000 mm×1000 mm,每排2 根,起錨高度為700 mm,最上排錨桿距頂板不大于500 mm,采用2 支樹脂錨固劑,錨桿錨固長(zhǎng)度為1208 mm,預(yù)緊力矩不小于60 N·m??拷?shù)装邋^桿施工角度與水平成10°角,其余錨桿施工角度與巷幫垂直。

    巷道副幫支護(hù)采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),錨桿間排距為1000 mm×1000 mm,每排3 根,起錨高度為700 mm,最上一根錨桿距頂板不大于500 mm,采用2 支錨固劑,錨固長(zhǎng)度為1208 mm,錨桿錨固力不小于190 kN,預(yù)緊力矩不小于400 N·m。靠近頂?shù)装邋^桿施工角度與水平成10°夾角,其余錨桿與巷幫垂直施工。

    2.2 切眼刷大支護(hù)

    采用“錨網(wǎng)+錨索+鋼筋梯”組合支護(hù)。

    (1)頂板支護(hù)

    頂錨桿采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),每排布置3 根錨桿,間排距為800 mm×1000 mm,距導(dǎo)硐側(cè)頂板最邊上一根錨桿0.8 m 開始布置,錨固方式與導(dǎo)硐支護(hù)一致??块_采側(cè)最邊上一根頂錨桿與頂板法線成15°角,其余錨桿施工角度與頂板垂直,頂部加掛金屬菱形網(wǎng)和鋼筋梯。

    頂錨索布置方式:頂錨索采用Φ22 mm、長(zhǎng)度7300 mm 的錨索,錨索錨固方式與導(dǎo)硐支護(hù)一致。每排1 根,距切眼中心線以北2000 mm 布置,排距為2000 mm。

    (2)幫部支護(hù)

    巷幫采用玻璃鋼錨桿加掛塑料網(wǎng)進(jìn)行支護(hù),間排距為1000 mm×1000 mm,每排3 根,起錨高度為700 mm,最上一根錨桿距頂板不大于500 mm,錨桿錨固方式不變??拷?shù)装邋^桿施工角度與水平成10°夾角,其余錨桿均垂直施工。

    刷大施工時(shí),在切眼正中采用單體柱對(duì)頂板支護(hù),單體柱交替布置,每排布置1 根單體支柱,單體柱間距1 m,滯后刷大迎頭不大于50 m。1309 工作面切眼斷面支護(hù)如圖1。

    圖1 1309 工作面切眼斷面支護(hù)圖(mm)

    3 切眼支護(hù)數(shù)值模擬分析

    3.1 工作面切眼數(shù)值模型

    采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件模擬有無(wú)支護(hù)兩種方案下1309 工作面切眼圍巖變形控制的效果,評(píng)價(jià)設(shè)計(jì)的大斷面切眼支護(hù)方案的可靠性及適應(yīng)性。按照設(shè)計(jì)的工作面切眼支護(hù)形式進(jìn)行模擬,切眼斷面的錨桿(索)支護(hù)模擬示意如圖2。

    圖2 切眼錨桿(索)支護(hù)模擬示意圖

    3.2 切眼無(wú)支護(hù)數(shù)值模擬結(jié)果分析

    (1)應(yīng)力分析

    圖3 為無(wú)支護(hù)情況下切眼圍巖垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力分布情況。

    圖3 無(wú)支護(hù)切眼圍巖應(yīng)力分布圖

    由3 圖可知,切眼開挖后淺部圍巖出現(xiàn)應(yīng)力升高區(qū)和降低區(qū)。切眼圍巖垂直應(yīng)力升高區(qū)位于巷道兩幫,應(yīng)力峰值37.6 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)2.2;水平應(yīng)力升高區(qū)位于巷道四肩角,應(yīng)力峰值33.2 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)1.66。頂板垂直應(yīng)力降低區(qū)范圍達(dá)到5.1 m,兩幫水平應(yīng)力降低區(qū)范圍達(dá)到3.3 m。從總體上看,在無(wú)支護(hù)的情況下切眼圍巖應(yīng)力集中系數(shù)較大,應(yīng)力降低區(qū)范圍較大,而切眼的水平跨度達(dá)7 m,依靠圍巖自穩(wěn)定性很難控制切眼變形,最終可能造成切眼圍巖大面積破壞。

    (2)位移分析

    圖4 為無(wú)支護(hù)情況下切眼圍巖垂直位移和水平位移分布情況。

    圖4 無(wú)支護(hù)切眼圍巖位移分布圖

    由圖4 可知,切眼頂板最大下沉量525.3 mm,位移影響范圍6.3 m;最大底鼓量357.3 mm,位移影響范圍4.6 m;左幫最大水平位移403.6 mm,位移影響范圍3.2 m;右?guī)妥畲笏轿灰?03.5 mm,位移影響范圍3.2 m;切眼斷面收縮率為25.2%。切眼圍巖在無(wú)支護(hù)措施情況下變形量都較大。

    (3)塑性區(qū)分析

    圖5 為無(wú)支護(hù)情況下切眼圍巖塑性區(qū)分布情況。

    圖5 無(wú)支護(hù)切眼圍巖塑性區(qū)分布圖

    由圖5 可知,無(wú)支護(hù)條件下的切眼圍巖塑性區(qū)較大,頂板剪切塑性區(qū)范圍可達(dá)3.3 m,底板剪切塑性區(qū)范圍可達(dá)2.9 m,兩幫的拉伸及剪切塑性區(qū)范圍可達(dá)2.2 m。切眼圍巖的塑性松動(dòng)圈平均達(dá)2.5 m,結(jié)合切眼圍巖應(yīng)力、位移分布情況,可以認(rèn)為在無(wú)支護(hù)措施的情況下切眼圍巖變形破壞嚴(yán)重。

    3.3 切眼支護(hù)數(shù)值模擬結(jié)果分析

    (1)應(yīng)力分析

    圖6 為錨桿(索)支護(hù)情況下切眼圍巖垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力分布情況。

    圖6 支護(hù)下切眼圍巖應(yīng)力分布圖

    由圖6 可知,切眼兩幫應(yīng)力集中區(qū)域都分布于切眼肩角,應(yīng)力峰值23 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)1.35;水平應(yīng)力升高區(qū)位于巷道四肩角,應(yīng)力峰值20.8 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)1.06,應(yīng)力升高區(qū)明顯降低。切眼圍巖垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力降低區(qū)范圍均有明顯的縮小,頂板垂直應(yīng)力降低區(qū)范圍達(dá)到2.1 m,兩幫水平應(yīng)力降低區(qū)范圍達(dá)到0.8 m。分析可知,幫部錨桿能夠較好地改善錨固范圍內(nèi)圍巖應(yīng)力狀態(tài),對(duì)比無(wú)支護(hù)條件下的切眼圍巖應(yīng)力分布情況,所采用的錨桿(索)支護(hù)形式對(duì)圍巖的控制作用效果良好。

    (2)位移分析

    圖7 為錨桿(索)支護(hù)情況下切眼圍巖垂直位移和水平位移分布情況。

    圖7 支護(hù)下切眼圍巖位移分布圖

    由圖7 可知,切眼開挖支護(hù)后圍巖變形都大幅降低,頂板最大下沉量為10.5 mm,位移影響范圍2.1 m;最大底鼓量為8.8 mm,位移影響范圍2.1 m;左幫最大水平位移32.7 mm,位移影響范圍1.4 m;右?guī)妥畲笏轿灰?2.6 mm,位移影響范圍1.4 m;斷面收縮率為1.1%。對(duì)比無(wú)支護(hù)條件下的切眼圍巖位移分布情況,所采用的錨桿(索)支護(hù)形式對(duì)圍巖變形破壞效果很好。

    (3)塑性區(qū)分析

    圖8 為有支護(hù)情況下切眼圍巖塑性區(qū)分布情況。

    圖8 支護(hù)下切眼圍巖塑性區(qū)分布圖

    由圖8 可知,在設(shè)計(jì)的支護(hù)形式下,切眼圍巖的塑性區(qū)明顯縮小,僅在圍巖表面存在較小的破壞。結(jié)合切眼圍巖應(yīng)力、位移分布情況,可認(rèn)為在設(shè)計(jì)的支護(hù)方案下,切眼表面破碎圍巖被有效保護(hù),抑制了切眼的變形和進(jìn)一步破壞。

    4 應(yīng)用效果分析

    為分析支護(hù)方案的控制效果,在1309 工作面切眼內(nèi)布置位移監(jiān)測(cè)站,采用十字布點(diǎn)法進(jìn)行監(jiān)測(cè)。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明,切眼第一次掘進(jìn)導(dǎo)硐后,圍巖的變形速度較快,平均變形速率為6 mm/d,于12 d 左右趨于平穩(wěn);切眼第二次掘進(jìn)刷大擴(kuò)幫后,圍巖平均變形速率降低至3 mm/d,變形持續(xù)時(shí)長(zhǎng)也縮短至7 d。最終,開切眼頂?shù)装逡七M(jìn)量為63 mm,兩幫移進(jìn)量為79 mm,圍巖變形較小,滿足生產(chǎn)需求,說(shuō)明該支護(hù)方案可以有效控制開切眼巷道的穩(wěn)定性。

    5 結(jié)論

    (1)根據(jù)1309 工作面開切眼的實(shí)際條件,提出了“錨網(wǎng)+錨索+鋼筋梯”的組合支護(hù)形式,并設(shè)計(jì)了一次導(dǎo)硐支護(hù)和二次擴(kuò)幫支護(hù)的具體參數(shù)。

    (2)通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)比分析了開切眼在有無(wú)支護(hù)兩種方案下的圍巖變形情況,得出在設(shè)計(jì)的支護(hù)方案下,切眼的變形和進(jìn)一步破壞受到了有效的控制。

    (3)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐結(jié)果表明,采用設(shè)計(jì)的支護(hù)方案后,開切眼的頂?shù)装逡七M(jìn)量為63 mm,兩幫移進(jìn)量為79 mm,圍巖變形較小,控制效果顯著。

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