留顶煤大断面巷道围岩失稳机理及支护对策研究

张晨曦 臧传伟 张 强 周立超 谢 帅 席俊辉

(山东科技大学矿业与安全工程学院,山东省青岛市,266590)

留顶煤大断面巷道围岩失稳机理及支护对策研究

张晨曦 臧传伟 张 强 周立超 谢 帅 席俊辉

(山东科技大学矿业与安全工程学院,山东省青岛市,266590)

针对余吾煤业S1203留顶煤沿底掘进大断面巷道围岩控制困难的问题,运用FLAC3D数值模拟软件对巷道围岩塑性区和主应力分布特征进行分析,得到了留顶煤大断面巷道围岩失稳机理。在此基础上提出了留顶煤大断面巷道支护原则,根据该原则,决定采用机载高阻力临时支护和高预紧力锚杆锚索支护对策,并应用于工程实践。数值模拟和现场实测均表明,该方案支护效果良好,可有效保持巷道稳定。

留顶煤 大断面巷道 失稳机理 数值模拟 支护对策

余吾煤业S1203沿底掘进留顶煤大断面巷道开挖后早期难以控制,顶煤及浅部岩层所组成的复合顶板极易发生离层,使围岩承载能力大大降低,支护-围岩关系恶化,严重影响巷道围岩稳定性。现场工程实践表明,松软顶煤易发生冒顶,两帮易片帮。如不采用及时有效的支护方式,巷道围岩很容易失稳。因此,需要从分析留顶煤大断面巷道围岩失稳机理入手,提出合理有效的巷道支护对策,提高成巷质量和速度,为同类地质和开采条件下巷道支护提供依据。

1 工程概况

S1203运输巷平均埋深450 m,所属3#煤层平均厚度6.65 m,煤质松软,普氏系数f＝0.7～1.3。巷道沿煤层底板掘进,留顶煤。断面为矩形,宽5.2 m,高3.8 m,断面面积为19.76 m2,属于典型的留顶煤大断面巷道。现场采用掘锚一体机掘进巷道。工作面顶底板岩性特征见表1。

表1 工作面顶底板岩性特征

2 留顶煤大断面巷道围岩失稳机理分析

以S1203运输巷为模拟对象,运用FLAC3D数值模拟软件对留顶煤大断面巷道围岩应力及塑性区进行分析,从而得到其围岩失稳机理。

根据S1203运输巷的地质条件建立数值模型。模型尺寸为50 m×30 m×40.5 m(长×宽×高),模型共122340个单元,130882个节点。固定模型底部,四周固定水平运动,上部边界按岩层自重施加均布载荷。计算采用莫尔-库仑本构模型。煤岩体物理力学参数见表2。

表2 煤岩层物理力学参数

对巷道塑性区、最大主应力及最小主应力进行模拟,模拟结果如图1所示,分析得到留顶煤大断面巷道的围岩失稳机理。

图1 留顶煤大断面巷道围岩塑性区及应力分布

(1)顶板易发生离层和弯曲破坏。从图1(a)中可以看到,顶板在较大范围内都发生了剪切破坏,这种剪切破坏会导致顶煤和浅部岩层组成的复合顶板发生离层和弯曲。由于留顶煤大断面巷道顶煤和直接顶板之间较小的粘结力,使得顶板容易离层。而顶板跨度与顶板的离层有关,顶板会在较大的自重应力下弯曲下沉。进行支护时,支护体会约束各分层的变形和移动,使得顶板向约束端弯曲和挤出,此时碎胀变形应力较大,在其作用下,强度低的分层会首先发生拉断破坏,从而失去对其上分层的有效支撑。

(2)顶板易发生拉断破坏。由于留顶煤大断面巷道两帮和顶板都是强度较低的煤层,加之较大的巷道跨度,顶板中部一般会出现水平拉应力。在煤层抗拉强度小于拉应力的条件下,巷道顶板将发生拉断破坏。从图1(b)中可以看到,顶板在浅部一定范围内发生了拉断破坏,其最大拉应力出现在顶板中部,为0.1139 MPa。顶板的拉断破坏与离层破坏同时存在,相互影响。拉断破坏将会使顶板的弯曲下沉量增大,导致顶板离层破坏的加剧。

(3)巷道顶角处压剪破坏易引起顶板整体切落。由于大断面煤巷顶板岩层强度较低,加之巷道跨度大,造成巷道顶底角处压应力增大,巷道开挖后,在应力重新分布过程中,容易在巷道四角处首先发生剪切破坏。从图1(a)中可以看到,巷道顶角处发生明显的剪切破坏,并且具有较大的压应力。如果顶板岩层出现离层或存在一层理面,顶角处发生的剪切破坏会向上发育并与之相交,从而造成离层面或层理面下方的顶板出现整体切落。另外,从图1(b)中也可以看到两帮也形成了较大的应力集中。顶板切落前,巷道两帮煤体承担上覆顶板载荷增加,在此载荷作用下,两帮煤体出现应力集中,首先在两帮中部发生破坏引起片帮,片帮会进一步增大巷道的跨度,对大断面煤巷的稳定极为不利。

3 支护对策研究及效果分析

3.1 留顶煤大断面巷道支护原则

巷道支护应根据特定的地质和开采条件,结合围岩失稳机理,选择支护方式及确定支护参数。因此,在S1203留顶煤大断面巷道的条件下,提出以下支护原则：

(1)及时支护原则。S1203运输巷煤质松软,巷道开挖初期顶板较为破碎,顶板易离层和弯曲。因此,需要及时有效地对其进行支护。实践表明,在巷道开挖后尽快进行支护,如果在已经离层破坏的围岩中进行支护,效果将得不到有力的保证。

(2)一次支护原则。煤巷支护应尽量一次完成,避免二次支护及巷道维修。S1203运输巷属于回采巷道,应在使用期限内保持稳定,以实现采煤工作面的快速推进。

(3)高预紧力和预紧力扩散原则。S1203运输巷巷道断面大,控制困难。而预紧力是锚杆支护中的关键因素,较高的预紧力可以使锚杆支护系统充分发挥作用。可以采取措施增大锚杆的预应力,另外,使用托板、钢带等构件将预应力扩散,预紧力的作用范围可以扩大,从而提高锚固体的整体刚度和完整性。

(4)三高一低原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。提高支护强度和刚度,保证支护系统的可靠性,在此基础上,降低支护密度,提高掘进速度和成巷效率。

(5)相互匹配原则。托板、螺母等参数与力学性能应相互匹配,以最大限度地发挥系统的整体支护作用。

3.2 支护对策

由模拟结果及分析可知,控制顶板早期离层、中部顶底板的拉断破坏以及顶角和两帮的压剪破坏是控制留顶煤大断面巷道稳定性的关键所在。一旦这些部位出现破坏,巷道极易失稳。根据上述支护原则,提出采用高阻力临时支护和高预紧力锚杆锚索支护的对策。高阻力临时支护能够及时支护顶板,给予围岩表面提供一定支护强度,可有效防止掘进工作面发生松脱型垮冒,并且可以减小顶板的早期变形,控制由于顶板弯曲下沉导致的离层,使永久支护后的锚杆和围岩同步承载。而高预紧力锚杆锚索支护可以增大巷道表面围压,改善和提高围岩的受力状态和承载能力,使锚杆、锚索和破碎区围岩形成共同承载结构,大大减小围岩的变形,使巷道处于稳定状态。巷道支护示意图如图2所示。有关支护参数见图2。

图2 S1203运输巷支护示意图

(1)高阻力临时支护。S1203运输巷使用的12CM30掘进机具有前配套临时支护系统,该临时支护系统采用4个液压缸体支撑,工作压力7 MPa,每根临时撑柱可承载力300 kN,临时支护系统可提供对顶板600 kN的承载力,安全可靠。

(2)顶板支护。顶板支护选用4根ø22 mm× 2400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,树脂加长锚固,锚固长度1200 mm,间排距1400 mm×900 mm,采用强力锚杆扭矩螺母,配合高强度托板调心球垫和尼龙垫圈及高强度拱型托板,钢材屈服强度不低于235 MPa,托板承载能力不低于300 kN。每根锚杆采用W钢护板加固,W钢护板规格为280mm×5 mm×450 mm。同时采用钢筋托梁将每排的4根锚杆连成一个整体。钢筋托梁采用4根ø16 mm钢筋焊接而成,规格为220 mm×4900 mm,金属网网片规格5600 mm×1200 mm,网孔规格40 mm×40 mm。为了实现高预紧力,锚杆预紧扭矩要达到400 Nm。锚索选用ø22 mm×5300 mm高强度低松弛预应力钢绞线锚索,每排打投3根,距巷帮1200 mm,间排距1400 mm×900 mm,垂直顶板岩面。配套高强度蝶形托板及高强度可调心球垫、锁具,托板承载能力不低于550 kN。锚索预紧力250 kN,初始张拉至300 kN,真正实现了高预紧力支护。

(3)巷帮支护。锚杆及配件规格同顶板支护,间排距1000 mm×900 mm,每帮4根。

(4)防静电网支护。巷道在掘进过程中,每间隔50 m,顶、帮使用一排塑料网进行支护,顶板双层塑料网片规格为5600 mm×1000 mm,两帮双层塑料网规格为3800 mm×1000 mm。

3.3 支护效果分析

继续采用FLAC3D软件对巷道开挖未支护时和支护后的情况分别进行模拟,计算结果如图3～5所示。

图3 支护前后垂直位移图

图4 支护前后水平位移图

图5 支护后塑性区分布

从图3中可以看到,巷道开挖未支护时,顶板最大下沉量为92 mm,进行支护后,顶板最大下沉量为33 mm,减少了64.1%;由图4看到,巷道开挖未支护时,两帮最大移近量为173 mm。两帮最大移近量为108 mm,减少了37.6%。图5显示,进行支护后,围岩塑性区范围大大减小。该支护方案对顶板和两帮的整体控制效果明显。

4 现场应用

在S1203运输巷采用了上述支护方案。为了检验巷道支护效果,在巷道掘进200 m位置对巷道表面位移、顶板离层进行了监测,表面位移结果如图6所示。

图6 围岩变形量

从图6可以看出,巷道的变形随着开挖时间逐渐增大,初期增加幅度较大,随着远离掘进工作面增幅逐渐减少,并趋于稳定。巷道顶板的最大下沉量为26 mm,工作面侧帮(左帮)最大移近量18 mm,外侧帮(右帮)最大移近量为13 mm。巷道开挖初期,两帮和顶板变形量稍大,主要是由于巷道初期受掘进影响,加之巷道沿煤层底板掘进,留有顶煤,巷道开挖后,由于风化作用,顶煤破碎、剥落。但增幅都非常小,且整体变形量较小,巷道整体稳定。充分发挥了高阻力临时支护和高预紧力锚杆锚索强力支护系统的作用,巷道顶板及两帮得到了及时有效的控制。

顶板5 m深范围内离层数据显示,顶板离层量变化趋势与巷道顶底板移近量变化趋势基本一致。巷道顶板浅部最大离层为23 mm,深部几乎没有离层,可见巷道顶板离层主要以浅部离层为主。主要是巷道本身顶板留有煤层,在巷道掘进动压作用下,巷道施工初期顶煤破碎易形成网兜,随着浅部离层并逐渐发展到了深部,锚索也随之达到了较大拉力,阻止了离层的进一步扩展,使巷道变形最终趋于稳定,锚固区内外没有出现大的离层现象。

现场工程实践充分证明该支护方案可以对留顶煤大断面巷道围岩控制产生良好的效果。

5 结论

(1)阻止留顶煤大断面巷道复合顶板早期发生弯曲离层、顶板中部出现拉破坏以及巷道顶角和两帮出现压剪破坏对保持巷道的稳定起着关键作用,一旦这些部位出现破坏,巷道极易失稳。

(2)为了有效地控制巷道围岩变形,提高围岩的稳定性,根据留顶煤大断面巷道的围岩失稳机理,提出了留顶煤大断面巷道支护原则,并采用高阻力机载临时支护加高预紧力锚杆锚索的支护对策。数值模拟效果较理想,锚杆支护参数较合理,保证了巷道的稳定和安全。

(3)现场工程实践表明,对于余吾煤业S1203留顶煤大断面巷道,采用高阻力临时支护加高预紧力锚杆锚索支护可以有效控制围岩变形,保持巷道稳定,取得良好的支护效果,并且提高了掘进速度。该支护对策可以在类似地质和工程条件巷道推广使用。

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(责任编辑 张毅玲)

Study on instability mechanism and supporting measures of surrounding rock of large section roadway with top coal

Zhang Chenxi,Zang Chuanwei,Zhang Qiang,Zhou Lichao,Xie Shuai,Xi Junhui
(College of Mining and Safety Engineering,Shandong University of Science and Technology, Qingdao,Shandong 266590,China)

In view of the difficulty of controlling the surrounding rock of large section roadway along the bottom of the S1203 face,the FLAC3D numerical simulation software was used to analyze the distribution characteristics of the plastic zone and the principal stress of the surrounding rock,and the instability mechanism of the surrounding rock in the large section roadway was obtained.On this basis,the principle of supporting the roadway with roof coal was put forward. According to this principle,the combined supporting measures of onboard temporary support with high resistance and bolt-cable anchor with high pre-tightening were adopted and applied to engineering practice.Both numerical simulation and field measurement showed that the proposed method was effective and could maintain the stability of the roadway.

coal roof,large section roadway,instability mechanism,numerical simulation, supporting measure

TD353

A

张晨曦(1991-),男,山西晋城人,硕士研究生,研究方向为矿山压力与岩层控制。