多软弱层复合顶板动压破坏过程及控制研究
2014-07-30李国余
李国余
(1.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024;2.大同煤矿集团 煤矿资源筹备处,山西 大同 037016)
软弱交替分布的复合岩体是自然界非常复杂的岩体之一,该岩体具有非均质、非连续、横观各项同性以及正交各项异性等力学特性[1-3],给巷道的支护工作带来了严重的挑战。尤其是存在多层软弱层的同煤集团晋华宫矿12-3#层301盘区,以8103工作面5103巷为例,受动压影响下,顶板冒落时有发生,其中,车场段较为严重。
8103工作面煤层厚2~6.09 m,平均4.05 m,呈“楔状”分布;底板为黑色砂质页岩,致密状组织,厚度较大;老顶厚4.25 m,为细粉砂岩;直接顶厚4.2 m,为深灰色砂质页岩及细砂岩互层,以细砂岩为主,上部有0.70 m碳质泥岩薄层状结构,下部质坚硬,由钻孔摄像[4]得到直接顶详细岩性分布,见图1。5103巷车场断面为矩形,宽4.5 m,高2.9 m,沿12-3#层顶板掘进,采用“锚杆(水泥托盘)+锚索(钢托盘)”支护。
本文以该段巷道为研究对象,对动压作用下多软弱层复合顶板的破坏过程、破坏原因进行分析,提出“钢带锚杆”+“钢梁锚索”的“钢锚”联合支护技术,并进行工业性试验,取得了良好的效果。
1 动压作用下多软弱层复合顶板破坏过程分析
根据长期的拍照记录,发现随8103工作面或相邻8101工作面采动影响程度的增强,5103巷多软弱层复合顶板的破坏过程可以分为:拉伸起裂、裂隙贯通、局部冒落、大范围冒落4个阶段,见图2。
图1 5103巷直接顶岩性分布详图
1)拉伸起裂,巷道开挖后,顶板发生弯曲下沉,在锚杆、锚索的支护下,自重应力场中支护体承载能力大于其自身所受荷载,顶板保持稳定,随回采工作面的邻近,超前支承压力或相邻^工作面的侧向支承压力升高,顶板下沉量上升,表面发生拉伸破坏。
2)裂隙贯通。由于岩体的非均质性,裂隙的数量随应力的增加而增多,且裂隙方向分布复杂,最终致使彼此裂隙相互贯通,顶板龟裂,完整性大幅度降低。
3)局部冒落。多软弱层复合顶板软、硬岩交界面处黏结力较小,在高采动应力下,各岩层间极易发生离层。监测结果表明,最大离层值达到15 mm,此时,由于原支护方案中,锚杆、锚索彼此相互独立,围岩表面存在不被支护所控制的区域,岩体在自重作用下,发生局部冒落事故。
a)拉伸起裂 b)裂隙贯通
c)局部冒落 d)大范围冒落
4)大范围冒落。水泥托盘承载能力较低,在顶板“裂隙贯通”阶段,托盘已开始发生破坏,采动应力上升后,托盘被压碎,使锚杆失去支护效果。此外,由于岩层的起伏,局部锚杆锚固段位于软岩之中,锚固力达不到设计要求,支护质量得不到保证,使得高采动压力下,“局部冒落”破坏范围迅速扩大,形成大范围的冒顶事故。
2 动压作用下多软弱层复合顶板破坏控制研究
2.1 控制内容力学分析
研究认为作用在顶板岩层上部的竖向应力为使其破坏的主要因素之一,应力过大时,顶板岩梁破断,最终形成拱形结构[5,6],因此,可采用梁拱结构研究层状顶板煤巷的冒落问题。煤帮支护时顶板第一层的力学模型见图3,经力学分析,得到顶板中部最大拉应力计算公式(1)。
图3 压曲破坏力学模型图
(1)
式中:
σtmax—煤帮支护时顶板岩梁所受最大拉应力;
a'—梁拱破断时向外偏移的跨度距离;
q—煤帮对顶板岩梁的反作用力;
b—巷道跨度。
对于5103巷,当下层细砂岩破坏后,与之相邻的页岩破坏模型转化为图3,仍然可以用式(1)进行承载力的计算分析。由式(1)可以看出,顶板第一层岩层厚度对顶板的拉伸破坏具有决定性作用,利用锚杆支护后,5103巷道接顶下部两层细砂岩和一层页岩被锚固到一起,顶板浅部岩层厚度由1.1 m增加到2.3 m,为前者的2.09倍,根据式(1)计算得,支护后顶板表面抗拉承载力为支护前的4.3倍。因此,提高岩层表面抗拉强度是多软弱层复合顶板破坏控制的主要内容。
2.2 现用支护方案分析
5103巷现用支护方案见图4。
图4 5103巷现用支护方案图
根据上述分析,现用支护方案存在以下几个问题:
1)顶板锚杆的支护使巷道浅部软硬岩组合在一起,但锚杆之间相互独立,彼此间缺少联系,相邻锚杆之间存在未被支护的浅层岩体,顶板下沉产生的拉应力将率先使上述位置发生拉伸破坏。
2)锚杆托盘为混凝土,承载力较弱,动压作用下发生破坏使锚杆失效。
3)车场宽度达到4.5 m,锚杆形成的组合梁长度较大,锚索数量较少,且彼此间缺少必要的联系,仅起到悬吊作用,锚索支护作用未能得到充分发挥。
4)5103巷沿煤层顶板掘进,两帮及底板均为强度较弱的煤体,由上述分析可知,对两帮的加强支护能大幅度减小梁拱破断时向外偏移的跨度距离,降低顶板拉应力的峰值,保护顶板的稳定性。
2.3 “钢锚”联合控制技术
基于上述分析,本文对5105巷道车场原有支护方案进行改进,支护参数见图5。
图5 “钢锚”联合支护方案图
1)优化锚杆、锚索布置方式,增加锚杆长度到2.2 m,使巷道直接顶下部3层岩体能更牢固地组合在一起。
2)利用W型钢带将锚杆支护联系在一起,形成“钢带锚杆”,平均分配各锚杆轴力,分担顶板浅部岩层变形产生的拉应力,同时,通过钢带的变形对顶板表面施加法向第三主应力,提高围岩自身的承载能力。
3)通过11#工字钢将锚索支护整合成一个整体,形成“钢梁锚索”,在起到悬吊作用的同时,增加顶板的抗弯刚度,降低顶板弯曲变形量,进而减小顶板下部岩体承受的拉应力。
4)增加煤帮的支护强度,使其保持更好的稳定性,支承顶板的上部荷载,减小梁拱破断时向外偏移的跨度距离,达到间接支护顶板的目的。
2.4 工程应用
为了验证“钢锚”联合支护技术的可行性,在8103工作面相邻的8105工作面5105巷车场进行了工业性试验,现场支护效果见图6。
目前,该工作面已经回采结束,在8103及8105工作面回采过程中,5105巷车场均保持良好的稳定性,顶板最大沉降量28.3 mm,虽然浅部表层产生部分裂纹,但顶板并未发生冒落破坏,保证了煤矿的安全生产和工作人员的人身安全。
3 结 论
1)多软弱层复合顶板的破坏过程可以分为:拉伸起裂、裂隙贯通、局部冒落、大范围冒落4个阶段,顶板破坏程度逐渐增大。
2)复合顶板浅部岩层最大拉伸应力与层厚的二次方成正比,5103巷锚杆支护前后,顶板表面抗拉承载力提高330%,此外,煤帮的稳定对顶板拉应力也有较大影响。
3)“钢带锚杆”+“钢梁锚索”的“钢锚”联合支护技术在分别发挥锚杆、锚索各自支护作用的同时,通过钢带、工字钢梁使上述支护体形成一个整体,增加顶板表面抗拉强度,降低岩体拉伸应力。
4)工业性试验表明,“钢锚”联合支护后,5105巷车场顶板最大沉降量28.3 mm,回采过程中未发生冒顶事故,保证了煤矿的安全生产和工作人员的人身安全。
参 考 文 献
[1]张 农,李宝玉,李桂臣,等.薄层状煤岩体中巷道的不均匀破坏及封闭支护[J].采矿与安全工程学报,2013,30(1):1-6.
[2]黄书岭,王继敏,丁秀丽,等.基于层状岩体卸荷演化的锦屏I级地下厂房洞室群稳定性与调控[J].岩石力学与工程学报,2011,30(11):2203-2206.
[3]徐爱民,柳群义,朱自强,等.层状岩体边坡抗滑桩加固效应的数值分析[J].中南大学学报(自然科学版),2011,42(8):2453-2458.
[4]靖洪文,李元海,梁军起.钻孔摄像测试围岩松动圈的机理与实践[J].中国矿业大学学报,2009,38(5):645-649.
[5]郝进海.薄层状巨厚复合顶板回采巷道锚杆锚索支护理论及应用研究[D].太原:太原理工大学,2005.
[6]高明仕,郭春生,李江锋,等.厚层松软复合顶板煤巷梯次支护力学原理及应用[J].中国矿业大学学报,2011,40(3):333-338.