坚硬顶板回采巷道支护技术研究
2019-03-04崔晋武
崔晋武
(山西科兴龙顶山煤业有限公司,山西 晋城 048400)
0 引言
近年来,随着我国煤矿高产高效技术的快速推广和应用,煤炭资源长时间的高强度开采,一些赋存条件较好,开采较易的煤层已接近枯竭,煤炭资源开采深度也逐渐增加。与浅部煤层相比,深埋煤层原岩应力较高,巷道开挖后能够引起较大的应力集中,并且由于埋深增加,巷道不仅在刚刚开挖后变形较大,同时围岩变形的蠕变效应也较为明显。尤其是对于坚硬顶板巷道,由于顶板强度较高,稳定性较好,工作面来压步距较大,不易垮落,悬露长度较长,但是一旦顶板断裂,极易形成强烈的风暴,使巷道承受较大冲击,引起围岩失稳变形。另外,受工作面回采影响,两侧巷道超前工作面一定距离围岩变形严重,加剧了回采巷道的支护难度。
针对深埋煤层巷道围岩的支护问题,我国学者也做了许多研究,并取得一定成果[1-3]。但是,对于深部坚硬顶板回采巷道的支护难题仍然存在。因此本文以龙顶山矿9011工作面实际条件为背景,对工作面回采巷道进行支护设计,并对支护效果进行合理评价,为工作面安全生产奠定基础。
1 工作面概况
龙顶山矿9011工作面位于南一采区东翼,主要开采9号煤层,工作面标高为+706m~+788m,倾斜长度为180m,走向长度为610m,煤层厚度为1.5~2.0m,平均1.8m,煤层倾角平均为22°,属于缓倾斜煤层。工作面直接顶为砂质泥岩,平均厚度为1.5m,基本顶为砂质泥岩与中砂岩互层,平均厚度为2.9m,基本顶上部为6.2m厚的细砂岩,岩层细粒致密,较为坚硬,工作面直接底为细砂岩,平均厚度为2.3m,基本底为砂质泥岩,平均厚度为1.1m。工作面煤层综合柱状图如图1所示。
图1 煤层综合柱状图
工作面运输顺槽主要承担工作面运料、进风、行人等工作,巷道断面为斜顶矩形,断面宽度为4.4m,中部高度为2.7m,沿煤层顶板掘进,巷道最大高度为3.6m,最小高度为1.8m,属于半煤岩巷,巷道埋深平均为780m。根据矿井现场实测,巷道最大水平主应力为21.6MPa,最小水平主应力为7.24MPa,垂直水平应力为18.6MPa。根据邻近矿井条件类似巷道支护实例,结合本工作面实际条件,确定采用树脂加长锚固强力锚杆锚索组合支护系统。
2 支护参数的确定
为了保障巷道围岩稳定,确定合理的支护参数十分重要,下面根据相关理论,对工作面运输顺槽主要支护参数进行分析计算。
2.1 锚杆长度
根据极限平衡理论,巷道开采后,围岩塑性区半径应为
式中:Rs为塑性区半径,m;R0为巷道等效圆半径,取2.58m;φ为巷道围岩内摩擦角,取30°;γ为上覆岩层平均容重,取0.025MN/m3;H为巷道埋深,取780m;C为巷道围岩内聚力,取2.0MPa。
将以上数据代入式(1),可得巷道塑性区半径为3.83m。
根据以上计算可知,巷道塑性区半径为3.83m,巷道断面最小高度为1.8m,因此,巷道顶板破坏高度最大约为3.83-1.8=2.03m。锚杆要发挥相应的支护效果,锚固端应布置在顶板高残余强度塑性区内,取锚杆长度为2.03×1.2=2.436m,考虑一定外露长度,可取锚杆长度为2.5m。
2.2 锚杆间排距的确定
根据锚杆均匀压缩带原理,锚杆支护就是要将一定区域内的顶板岩层压缩为具有承载能力的整体结构。要达到相应的支护效果,压缩带厚度应大于锚杆长度的1/3。根据前面分析可知,锚杆长度应取2.5m,则锚固压缩带厚度应大于0.83m,取一定安全系数,压缩带厚度可取0.9m,则锚杆间排距可表示为
式中:D为锚杆间排距,m;l为锚固压缩带厚度,取0.9m;其余符号含义与前面相同。
将数据代入,可得锚杆间排距应为1.08m,考虑到巷道顶板较为坚硬,垮落时对围岩支护造成一定困难,应适当减小锚杆间排距,以增强其承载能力,因此,取锚杆间排距为1.0m。
2.3 锚杆直径的确定
锚杆直径的确定可以由杆体承载能力与锚固力等强度原则得出,其表达式为
式中:d为锚杆直径,mm;Q为锚杆锚固力,可取120~130kN;σm为锚杆杆体单轴抗拉强度,可取345MPa。
将数据代入式(3),可得锚杆直径应为20.95~21.1mm。考虑巷道围岩支护困难,应适当增加锚杆直径以提高杆体抗拉强度,因此,取锚杆直径为22mm,杆体材料为左旋螺纹钢锚杆。
2.4 锚索长度的确定
锚索的作用就是将巷道顶板岩层悬吊在上部稳定岩层内,一般来讲,锚入稳定岩层内的长度不小于2.0m。根据工作面实际地质条件,直接顶平均厚度为1.5m,则锚索长度至少应为1.5+2.0=3.5m。
考虑锚索外露长度,并取一定的安全系数,兼顾经济效益,可取锚索长度为4.7m。
2.5 锚索支护密度
锚索数目表达式为
式中:N为锚索数目,根/m;P为锚索最小破断力,取280kN;W为巷道每米的静压力,kN,有
式中,B为巷道跨度,取4.4m;hz为巷道直接顶厚度,取1.5m;γz为直接顶岩层容重,取25kN/m3。
将数据代入,由式(4)、(5)可得出锚索密度应为0.86根/m。
根据矿井实际条件,锚索应选用直径为22mm的钢绞线锚索,采用2-1-2布置方式,适当增加锚索排距,取1.0m,每隔一排增加一根锚索。
2.6 支护抗力校核
为检验上述支护参数结果可靠,对巷道支护抗力进行校核。
锚索支护的最大支护抗力可表示为
式中,Pkm为锚索最大支护抗力,kN/m2;nm为每排锚索根数,取1.5根(每2排布置3根);Dm为锚索排距,取1.0m;其余符号含义与前相同。
将上列数据代入,可得锚索最大支护抗力为95kN/m2。
锚杆提供的支护抗力为:
式中:Pkg为锚杆最大支护抗力,kN/m2;η为锚杆支护系数,取0.39;qmg为锚杆锚固力,取120kN;Dmg为锚杆排距,取1.0m。
将数据代入,可得锚杆最大支护抗力为39kN/m2。
巷道支护总抗力Pk=39+95=134kN/m2。安全系数为:
式中:K为支护安全系数;qc为巷道顶板载荷,取72.5kN/m2。
将数据代入,得安全系数K=1.8>1.5,满足需求。
3 确定支护方案
通过上述计算,确定了锚杆采用直径为22mm,长度为2.5m的左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距为1.0×1.0m,顶板每排布置5根锚杆,高帮侧布置3根锚杆,低帮侧布置2根锚杆,同时采用W型钢带和菱形金属网支护,网孔尺寸为50×50mm;锚索采用直径为22mm,长度为4.7m的钢绞线锚索,采用2-1-2布置方式,锚索排距为1.0m。巷道支护断面图见图2。
图2 巷道支护断面图
4 支护效果评价
1)在巷道掘进期间,巷道顶底板移近量最大为96mm,两帮移近量最大为46mm,在巷道掘进后18d内,巷道围岩变形较为距离,40d后,变形趋于稳定,围岩最大变形速度为2.3mm/d。
2)在工作面回采期间,受采动影响,工作面前方30m范围内巷道变形严重,巷道顶底板移近量最大401mm,两帮移近量最大为198mm,最大变形量在6.1%,支护效果良好,满足生产需求。
5 结 论
根据龙顶山矿9011工作面实际地质条件,对深井条件下坚硬顶板回采巷道支护技术进行分析研究,根据锚杆均匀压缩带原理,计算锚杆支护基本参数,确定合理支护方案,在实际生产中,取得了良好效果,巷道最大变形量保持在6.1%以内,为工作面安全生产奠定了基础。