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松软破碎顶板回采巷道支护技术优化

2022-03-28刘鹏亮

山西能源学院学报 2022年1期

刘鹏亮

【摘 要】 文章针对屯兰矿23011工作面松软破碎顶板巷道围岩变形大、现支护方式控制较差的现状,基于工作面顶板岩层的赋存条件及现支护方案,采用FLAC3D数值软件确定了“锚杆索+钢筋网”联合支护技术及其支护参数。现场监测结果表明:采用该联合支护技术后,巷道顶板变形最大值为35mm,实现了对松软破碎顶板变形的有效控制,保证了矿井的安全高效生产。

【关键词】 破碎顶板;变形大;联合支护;现场监测

【中图分类号】 TD353 【文献标识码】 A 【文章编号】 2096-4102(2022)01-0007-02

软弱顶板巷道作为一种普遍存在的巷道顶板形式,因其顶板岩层结构复杂,受采掘扰动影响后极易发生离层和垮落,不仅增加了巷道支护难度,还极易引发巷道大变形而影响工作面安全生产。如何有效控制软弱复合顶板巷道围岩变形成为矿山科技工作者和研究人员关注的焦点问题。对此,崔希鹏等对煤巷复合顶板变形破坏机理进行了深入探究,提出了“梁—拱结构支护技术”,并验证了该支护技术的可行性。宋沛鑫对动压影响下软弱泥岩顶底板巷道支护技术进行了研究,提出了采用锚网索+注浆+锚注+喷浆的支护方式控制巷道围岩变形的新技术,并验证了其可行性。许文静分析了矿山压力的显现规律,同时总结了巷道动压下巷道围岩支护的方法。

本文根据屯兰矿23011工作面软弱复合顶板的工程特点,提出了回采巷道优化支护方案,并进行了现场试验,以期为类似工程地质条件巷道围岩控制提供技术参考。

1工程概况

屯兰矿23011综采工作面2号煤均厚为4.65m,倾角4°~15°,煤体普氏系数f约为1.2。基本顶为细粒砂岩,厚度4.50~7.07m,平均5.78m,灰白石,厚层状、块状构造;直接顶为泥岩,层厚1.50~2.50m,平均2m,灰黑色,厚层状;直接底为泥岩,厚度约2.76m,灰黑色,薄-厚层状,含不完整植物化石,含云母碎片;基本底为砂质泥岩,厚度约2.95m,灰色,薄-厚层状,含黄铁结核,小型交错层理发育。该工作面的轨道巷埋深约385m,最大水平应力约为20MPa,最大垂直应力约为9.6MPa,使得该巷道的顶底板的稳定性较差。

2巷道原支护方案

2.1巷道原支护方案

23011工作面轨道巷原支护方案采用顶部每排布置6根间排距为800mm×900mm的Φ20mm×2000mm螺纹钢锚杆,锚杆托盘采用200mm×200mm×50mm的木托盘;同时使用4400mm×280mm×3mm的钢带和5000mm×1000mm的10#钢筋网。帮部采用排距为800mm×900mmΦ20mm×2000mm螺纹钢锚杆。两帮处的10#钢筋网间距采用4000mm×1000mm。巷道顶部采用间排距2000mm×900mm,Φ21.6mm×9000mm的锚索,钢梁采用14#槽钢。

2.2原支护问题分析

23011综采工作面轨道巷巷道顶板主要为砂岩和泥岩,顶板岩层较软,且因泥岩和砂岩岩层性质存在差异,受巷道掘进扰动影响后极易发生较大离层,进而导致巷道顶板发生冒顶和垮落。通过对23011工作面轨道巷变形特征及支护参数分析,发现巷道变形较大的主要原因为原支护仅采用锚索支护顶板,采用锚杆支护巷帮,支护强度较弱而不能对巷道围岩形成有效控制。因此,在原支护方案的基础上进行支护方案优化设计以有效控制巷道围岩变形势在必行。

2.3支护方案优化设计

23011综采工作面轨道巷巷道顶板采用Φ22mm×2500mm的锚杆,其间排距为880mm×800mm,钢筋网采用2550mm×1050mm的10#镀锌钢筋,两帮锚杆每根使用1卷CKΦ23mm×500mm型树脂锚固剂,采用规格为150mm×150mm×10mm的正方形碗状钢托盘。顶板采用Φ21.8mm×7300mm的锚索,间排距为1200mm×800mm,布置在两排锚杆中间,钢托盘規格为300mm×300mm×12mm。

两帮采用间排距800×800mm的短锚索,规格为Φ21.8mm×3000mm,并在巷道的帮角下扎20°打设规格Φ22mm×2500mm锚杆。

同时当巷道变形趋于稳定之后,在巷道的两帮布设4根等间距长2.0m的注浆锚杆,使用硫铝酸盐水泥进行注浆,对较大裂隙进行封闭而且进一步对浅部破碎围岩进行加固,巷道优化支护方案如图1所示。

3数值模拟

3.1数值模型建立

基于23011综采工作面轨道巷实际地质条件,采用FLAC3D数值模拟软件,建立尺寸为45m×25m×20m(长×宽×高)的三维数值计算模型(如图2所示),分别模拟研究了原支护和优化支护两种方案下巷道围岩变形特征。模型边界条件为:模型四周固定水平方向位移,模型底面固定竖直方向位移,模型顶面施加7.68MPa的均布载荷等效上覆岩层重力。

3.2数值结果分析

巷道围岩变形量曲线图如图3所示。

可以看出,在距离工作面的0~25m范围,原支护方案与优化支护方案下,随距工作面距离的增大顶板下沉量逐渐增大,但在25m以后,顶板下沉量趋于稳定,不再发生明显变化,二者的变化趋势大体相同,但采用优化支护方案后巷道稳定后顶板最大变形量约为49mm,较原支护方案下减小了25.3%,巷道围岩变形控制效果更为显著。

4现场应用监测

采用优化支护方案后,在巷道内安设一组表面位移测站,采用“十字测点法”对巷道表面位移进行观测,根据所测数据的平均值绘制巷道顶板变形量如图4所示。

从图中可以看出,巷道顶板下沉量最大值约为35mm,巷道两帮的最大变形量约380mm,监测数据表明采用优化支护方案后对巷道顶板变形控制效果较好。

5结论

文章以屯兰矿23011综采工作面轨道巷为研究对象,对软弱复合顶板巷道围岩变形控制技术进行探究,主要得到如下结论:

针对屯兰矿的实际工程地质情况,并结合原支护方案提出了优化支护新技术,采用FLAC3D数值模拟软件模拟研究了原支护和优化支护两种方案下巷道围岩变形特征,并确定了新支护方案的可行性。

通过现场监测结果显示,采用优化支护方案后,巷道顶板最大变形量为35mm,实现了对松软破碎围岩的有效控制,验证了新支护技术的合理性。

【参考文献】

[1]张伟.中厚煤层破碎围岩巷道注浆加固技术研究[J].山东煤炭科技,2018(3):8-13.

[2]王景义.松软破碎围岩巷道巷修支护研究与应用[J].山东煤炭科技,2017(6):15-17.

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[4]边强,金煜皓.综采工作面复合顶板失稳机理及深孔注浆控制技术[J].煤炭科学技术,2018,46(8):57-62.

[5]崔希鹏,谷拴成,苏锋.煤巷复合顶板变形破坏机理及支护技术[J].煤炭科学技术,2013,41(11):56-59.

[6]宋沛鑫.动压影响下软弱泥岩顶底板巷道支护技术研究[J].山西能源学院学报,2020,33(1):7-9.

[7]许文静.巷道动压对巷道支护影响研究[J].山西能源学院学报,2017,30(4):16-17.