复杂条件下回采巷道锚网索支护参数优化研究

王旭宏王玉怀夏欢阁赵启峰

(1.太原理工大学矿业学院,山西省太原市,030024; 2.华北科技学院安全工程学院,河北省三河市,065201; 3.开滦 (集团)蔚州矿业公司单侯矿,河北省蔚县,075700)

★煤炭科技·开拓与开采 ★

复杂条件下回采巷道锚网索支护参数优化研究

王旭宏1王玉怀2夏欢阁3赵启峰2

(1.太原理工大学矿业学院,山西省太原市,030024; 2.华北科技学院安全工程学院,河北省三河市,065201; 3.开滦 (集团)蔚州矿业公司单侯矿,河北省蔚县,075700)

针对单侯矿动压巷道应力叠加影响的复杂情况,在现场调研的基础上,分析了单侯矿现有支护存在的问题,研究了采动影响下回采巷道围岩变形特点。采用锚网支护加固原理及锚索支护补强原理,对现有支护参数进行了系统优化,提出了该矿锚网索支护设计方案。通过现场实测表明,采用新的支护方案后,巷道围岩变形显著减小,巷道断面的强烈变形得到有效控制。

巷道支护 锚网索支护 支护参数 优化设计

AbstractBased on field investigation,problems of roadway support in the complex situation of stress superposition in Danhou Mine are analyzed and an overall investigation is made on the deformation characteristics of surrounding rock under the influence of mining.In addition,using bolt-mesh strengthening principle and anchor supplement support theory,the bolt-mesh-anchor support parameters are optimized and the design scheme of support is put forward.Field observation results show that the roadway displacement is greatly reduced by using the new support scheme and the intensive deformation of roadway cross-sections is effectively controlled.This method provides a decision support for the selection of reasonable support parameters for mining in#6 coal seam and rationalized roadway support in Danhou mine.

Key wordssupport parameter,optimization design,bolt-mesh-anchor support;reinforcement function

单侯煤矿是一个年产150万t的现代化大型矿井,随着开采强度的加大,在上下区段工作面开采情况下,采动应力场相互叠加,致使回采巷道围岩应力分布更加复杂,巷道变形更加强烈,影响矿井的正常生产和安全。为了选择合理的巷道支护参数,改进现有支护技术,改善巷道维护状况,本文将结合单侯矿地质特征及开采技术条件,全面考察回采巷道受采动影响的围岩变形特点,对该矿回采巷道锚网索支护参数进行优化,得出合理的巷道支护形式与支护参数。并根据新的支护方案在该矿首采区进行了工业性试验。

1 巷道概况

6101N综采工作面为单侯矿6#煤层首采区工作面,地面标高1100～1080 m,工作面标高667～718 m。工作面走向长1900 m,倾斜长153 m。平均煤厚3.0 m,煤层倾角3～11°,平均8°。所采6#煤层伪顶厚度0.1～0.4 m,为粉砂质泥岩,与直接顶间有一薄层黑色碳质泥岩。直接顶厚度8.7 m,为浅灰色粉砂岩。基本顶厚度13.2 m,为浅灰色细砂岩。6#煤层直接底为平均厚度0.9 m的浅灰色粉砂岩,老底为厚度12.0 m的灰色细砂岩。6101N工作面进风巷沿煤层顶板布置,矩形断面,巷道宽4.8 m,高3.0 m,采用锚网支护。

2 锚杆支护现状评价

单侯矿应用锚杆支护以来,在矿井开采初期取得了较好的支护效果。然而,随着矿井开采深度及强度的加大,原支护设计问题逐渐暴露出来,尤其是受采动影响剧烈的回采巷道,锚杆支护不能有效发挥作用,围岩变形更加显著。一旦受到外部因素的扰动,巷道内容易形成应力集中,表现为较大的水平应力。该构造应力使巷道围岩沿着各自区域内的弱面破坏,弹性区一部分进入塑性状态,扩大了塑性区的范围,使得锚杆在现有长度条件下,不能深入到关键承载圈,削弱了锚杆的锚固效果。锚杆不能对围岩提供足够的径向、切向约束力,导致破坏区岩层的扩容、离层。失去应力平衡的巷道围岩,如果不能得到支护体的有效控制,又将沿着原来的裂隙产生新的次生裂隙,而塑性区的再次流动变形又将次生裂隙挤压至破坏失稳,产生新的围岩破碎区,如图1所示。

图1 构造应力作用下顶板的破坏示意图

3 支护设计优化

巷道支护情况的好坏主要取决于锚杆支护形式和参数的设计。采用锚网索支护时,在围岩出现强度破坏之前,锚杆主要通过提供径向约束和切向约束对锚固范围内的顶板岩层产生围压,提高围岩中弱面的抗剪强度和残余强度,增强锚固范围内岩层承受水平构造应力的能力,避免应力向上转移形成新的破坏区,使得顶板“弱化高度”得到控制。而锚索主要起悬吊作用,对顶板进行深部锚固,将锚杆支护形成的组合拱承载结构传递到坚硬顶板中。这样锚杆与锚索就组成了耦合支护系统,在巷道顶板形成了耦合承载区,如图2所示。多排锚杆锚索共同作用,产生了对顶板的连续支撑点,从而减缓了顶板的下沉。

图2 锚杆-锚索联合支护耦合承载系统

因此,本次支护设计的整体思路是:在锚杆支护的基础上,采取锚索补强支护措施,防止塑性区扩展和锚固区外围岩离层,提高锚固体和围岩耦合支护效果,最终达到控制围岩稳定的目的。

3.1 顶板锚杆支护参数

单侯矿6#煤层首采区回采巷道锚网索支护设计主要参数计算。

(1)锚杆长度。

锚杆长度的计算公式:

式中:k——安全系数,取1.1;

L1——锚杆外露长度,取0.1～0.15 m;

Lp——塑性区宽度,根据现场实测,顶板松动圈厚度取1.3～1.4 m;

L2——锚杆锚入围岩松动圈之外的深度,取0.4 m。

经计算L=1.93～2.09 m。

就巷道支护整体结构而言,锚杆长度太短,在巷道围岩内形成的加固厚度较小,不利于巷道顶板的稳定。因此根据现场应用实际情况,确定顶板锚杆长度L=2.2 m。

(2)锚杆直径。根据锚杆承载能力和锚固力等强度原则确定锚杆直径,计算公式:

式中:d——锚杆直径,mm;

Q——锚固力,由拉拔试验确定,一般为70～100 kN;

σmg——杆体材料抗拉强度,选择左旋无纵筋螺纹钢锚杆,强度取335 MPa。

另据经验公式

其中L为锚杆长度,取L=2.2 m,则d=20 mm。

因此确定选用ø20 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。确定锚杆直径时,应同时考虑锚杆直径与钻孔直径的合理匹配。左旋无纵筋螺纹钢锚杆直径与钻孔直径的合理匹配是它们的直径之差,为6～12 mm,实际上直径差以7～8 mm为最好。因此,建议单侯矿现场施工选用ø28 mm的钻头打设锚杆钻孔。

(3)锚杆间排距。根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间排距,即锚杆悬吊岩石载荷 (G =a2lγ)等于锚杆的锚固力Q。则

式中:a——锚杆间距,m;

Q——锚杆的锚固力,一般为70～100 kN;

k——锚杆安全系数,稳定顶板取1.5,较稳定顶板取1.7,不稳定顶板取2.4,很不稳定顶板取3;

γ——岩石容重,取25.0 kN/m3;

l——被锚固岩层厚度,取1.6～1.8 m。理论计算结合工程类比,确定锚杆间排距900 mm×900 mm。

3.2 帮部锚杆支护参数

6101N工作面进风巷煤帮塑性区宽度

式中:K——应力集中系数,取1.2～1.3;

γ——岩层容重,取25 kN/m3;

H——巷道埋深,取400 m;

A——侧压系数,取0.4;

m——煤层厚度,取3.0 m;

C0——煤层界面上的内聚力,取2.5 MPa;

φ0——内磨擦角,取30°。

将煤帮塑性区宽度值代入公式 (1),得帮部锚杆长度:

根据单侯矿实际情况,为确保动压巷道两帮围岩稳定,巷道两帮支护采用直径20 mm、长2200 mm圆钢锚杆,左右两帮各4根,间排距800 mm ×800 mm。

3.3 锚索支护参数选择

锚索支护主要参数计算:

(1)锚索材料。参考蔚州矿区资料和相关文献,锚索材料一般用高强度、低松弛粘结式1×7钢绞线,直径为15.24 mm。设计锚固力大于200 kN,预拉力130 kN。

(2)锚索锚固长度。在锚索支护设计中应保证钢绞线与胶结体有足够的粘结强度,才能保证锚索的支护效果。按 GBJ86-85要求,锚索锚固长度La应符合下式:

式中:k——安全系数,取1.3;

d——钢绞线直径,取15.24 mm;

fs——钢绞线抗拉强度,取1860 N/mm2;

fc——锚索与锚固剂的设计粘结强度,树脂作锚固剂时,取5.0 N/mm2。

经计算得:La≥1843 mm。根据实际应用情况,确定锚索锚固长度为2.0 m。锚索采用1只K2360和2只Z2360树脂锚固剂加长锚固。

(3)锚索长度。锚索宜锚固在围岩深部较稳定的岩层中,长度按下式计算:

式中:L——锚索总长度,m;

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,取2.0 m;

Lb——需悬吊的不稳定岩层厚度,根据煤岩综合柱状图,取4.3 m;

Lc——上托板及锚具的厚度,不小于 0.1 m,取0.15 m;

Ld——需要外露的张拉长度,不小于0.2 m,取0.25 m。

考虑直接顶厚度不均匀性,安全系数取1.05～1.1,则锚索长度为:L=7.04～7.71 m。根据现场实际情况,确定锚索长度为7.5 m。

(4)锚索间排距。锚索间排距应结合锚索预紧力选取,以求与锚杆形成骨架网状预应力结构。但是,锚索支护密度不宜过大,否则会显著增加巷道支护成本,影响成巷速度。对于单侯矿动压回采巷道,每2～3排锚杆布置1～2根锚索是比较可行的。具体支护密度应根据巷道具体条件和施工经验确定。

(5)锚索打设时间。锚索延伸率较锚杆小得多,在掘进面过早打设锚索会因巷道围岩的大变形而造成钢绞线被拉断,太迟打设会造成锚杆锚固段与锚索锚固段之间的岩层分离。因此锚索与围岩强度耦合关键在于打锚索滞后的时间上。在围岩表面与锚杆锚固段之间岩层急剧变形期内,不宜采用锚索支护,在围岩表面与锚杆锚固段之间岩层变形由急剧变形向缓慢变形转化时,是锚索的最佳支护期。但由于地质条件的多变性,这个时间并不好把握。一般按照巷道实际掘进速度,同时考虑现场操作方便,在紧跟掘进工作面打设锚杆,而滞后10 m左右打设锚索。

4 支护方案的确定

(1)掘进正常地段采用锚网索支护。顶板采用ø20×2200 mm左旋无纵筋螺纹钢预应力锚杆,配KT-M5钢带和菱形金属网联合支护。锚杆间排距900 mm×900 mm,其中靠顶板两侧帮角的锚杆倾斜10°布置,其它锚杆垂直顶板布置,采用加长锚固。在巷道顶板每隔2排锚杆布置1根锚索,即布置形式为“1-0-0-1”,锚索长7.5 m,直径15.24 mm。根据单侯矿实际情况,巷道两帮采用ø20 mm×2200 mm圆钢锚杆,左右两帮各4根,间排距800 mm×800 mm。具体支护方案如图3所示。

图3 正常情况下支护方案示意图

(2)遇断层等地质构造带时的方案调整。巷道掘进过程中遇到地质构造破坏带时,围岩状况明显变差,且常出现底鼓现象,此时可在正常支护方案的基础上,进行局部调整。顶板锚杆排距改为800 mm,并在巷道两帮底角各斜向底板打一根ø20 mm×2200 mm左旋无纵筋螺纹钢预应力锚杆,以充分发挥底角锚杆在底鼓控制中的重要作用,使整个支护体强度和稳定性得到提高。具体支护方案如图4所示。

图4 遇地质构造带时支护示意图

5 支护效果监测

为检验巷道支护优化方案实施效果,在6101N工作面进风巷进行了巷道表面位移监测。在整个观测期内,巷道围岩变形量和变形速度均较小,两帮位移量210 mm,两帮移近速度最大22.5 mm/d。顶板下沉量最大182 mm,顶底板移近速度最大15 mm/d,两帮及顶底板变形量均在控制范围之内。观测结果表明,采用新的支护方案后,巷道收敛大大变小,围岩整体稳定性良好。

6 结论

(1)复杂条件下的煤巷锚杆支护除了要发展高强和超高强锚杆以实现强度匹配外,应根据围岩强度耦合支护原理,将锚杆支护的特性与锚索的力学特性有机地结合起来进行总体支护设计,使锚杆与锚索的参数与力学性能相互匹配,以最大限度地发挥锚网索整体支护作用,这是锚杆-锚索联合支护的关键。

(2)为适应巷道复杂多变的特点,避免深部软弱岩层界面产生离层导致顶板下沉和跨落,应采用锚索加强支护,发挥其悬吊补强作用。

(3)通过巷道支护参数的优化,单侯矿采动影响下的回采巷道锚杆支护更趋合理,巷道维护状况显著改善。在巷道施工和使用过程中,围岩整体稳定性良好。

[1]武玉梁,邹德蕴.不稳定巷道锚杆支护参数优化研究[J].矿山压力与顶板管理,2004(4)

[2]韦玉沛,于士芹.深部复杂条件下沿空掘巷锚网索支护技术研究 [J].中国煤炭,2005(12)

[3]高谦,刘福军,赵静.一次动压煤矿巷道预应力锚索支护设计与参数优化 [J].岩土力学,2005(6)

[4]勾攀峰.巷道锚杆支护提高围岩强度和稳定性的研究[D].中国矿业大学,1998

[5]杨建辉,蔡美峰.不稳定顶板条件下煤巷锚网索梁支护实践 [J].煤炭科学技术,2002(8)

[6]张能虎.锚杆锚索支护在屯兰矿的应用 [J].中国煤炭,2006(7)

[7]邓福保,黄文忠.煤巷锚杆支护参数优化的研究[J].矿山压力与顶板管理,2004(3)

(责任编辑 张毅玲)

On the optimization of bolt-mesh-anchor support parameter in complex situation

Wang Xuhong1,Wang Yuhuai2,Xia Huange3,Zhao Qifeng2
(1.College of Mining Technology,Taiyuan University of Technology,Taiyuan,Shanxi province 030024,China; 2.Safety Engineering College,North China Institute of Science and Technology,Sanhe,Hebei province 065201,China; 3.Danhou Coal Mine,Yuzhou Coal Mining Company,Kailuan(Group)Co Ltd,Yuxian,Hebei province 075700,China)

TD 353.6

A

王旭红 (1967-),男,河北省易县人,副教授,在读博士,现在太原理工大学阳泉学院从事采矿工程教学及科研工作。