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隆博煤矿2-5012顺槽底鼓综合治理技术应用

2022-08-10甄向宇

江西煤炭科技 2022年3期
关键词:底鼓底板锚杆

甄向宇

(霍州煤电宏大隆博煤业,山西 临汾 042101)

随着煤矿开采深度的不断加大,巷道围岩逐渐呈现高应力状态。部分煤矿工作面底板岩性较软,在高应力作用下极易出现底鼓现象,严重影响巷道的正常使用[1-2]。在底鼓防治技术中,常见的加固法存在成本过高及工程难度大的问题,而卸压法虽能降低底板的应力集中现象,但顶板和两帮移近量仍然很大[3-4]。为此,以隆博煤矿2-5012顺槽为例,结合卸压法和加固法两种方法对底鼓进行综合治理,现场取得较好的效果。

1 工程概况

隆博煤矿地处山西省乡宁县内,井田面积约为8.14 km2。2-501工作面位于井田中西部,地表井沟村的范围内。2-501工作面西部为井田边界,北部靠近2#下8507工作面,南部为2-503工作面,东部为2#下三条开拓大巷,如图1所示。开采煤层为2#下煤层,煤层结构相对简单,煤层厚度为3.2~3.6 m,平均厚度3.4 m,其中含两层夹矸。煤体结构稳定,煤层倾角0°~8°,平均倾角4°,煤层顶底板岩性如表1所示。

图1 2-501工作面布置

表1 顶底板岩性特征

2-501工作面采用走向长臂后退式一次采全高综合机械化采煤方法,回采期间2-5012顺槽持续受到采动影响,在超前支护段出现严重底鼓,并且两帮变形严重,影响了顺槽的正常使用。

2 顺槽底鼓机理研究及影响因素

2.1 顺槽底鼓机理

随着工作面的持续推进,顶板支撑压力逐渐增大并作用于巷道两帮,致使巷道回采侧煤壁下部煤层发生压缩下沉,采空区侧煤柱上升,且回采侧煤壁下部煤层膨胀向巷道内移动,与顶底板直接产生剪切应力,形成了二次水平应力,引发巷道底板产生皱曲变形,形成层间离层。随着变形影响的进一步叠加,导致岩层发生失稳破坏,底板破坏产生大量碎屑岩块,进而发生巷道底鼓现象[1-2],如图2所示。

图2 支承压力对回采巷道底鼓影响

2.2 顺槽底鼓的主要因素

(1)巷道埋深

2-5012顺槽埋深约为600 m,在上覆荷载的作用下,导致顺槽处地层压力明显,且底板岩层地应力较大,再加之底板为软岩类型,容易使无支护状态的底板产生严重变形底鼓现象[5]。

(2)采场支承压力

顺槽巷道沿空掘进,在掘进期间和工作面推进过程中都容易发生严重底鼓,同时巷道靠近采空区时,一侧为小煤柱,另一侧为采填墙,由于应力集中的情况也可能导致小煤柱破坏严重。

(3)底板岩性松软

2-5012顺槽底板3 m范围内为灰黑色、灰色的泥岩,分布有较发育的水平层理结构,岩性松软,强度较低,顶板淋水经常导致泥岩表层结构变形。在采动影响和集中应力作用下巷道底部易出现大面积岩层变形破坏,且破坏深度都较深,故发生底鼓时往往都很严重,返修巷道时经常造成工作面短暂停产。

3 数值模拟研究

3.1 2-5012顺槽支护方案

顺槽断面直墙矩形,设计巷道净宽为4.3 m,巷道净高为3.5 m。巷道采用锚网(索)+W钢带联合支护,顶锚杆选用型号为φ20 mm×2 500 mm的高强左旋螺纹钢锚杆进行支护,顶帮锚杆均配合4 mm厚的W钢带+长×宽×厚=120 mm×120 mm×10 mm压制蝶形托盘+调心球垫+减磨垫片+螺母支护;帮锚杆选用型号为φ20 mm×2 000 mm的高强左旋全螺纹锚杆进行支护。顶W钢带规格:4 400 mm×220 mm×4 mm、帮W钢带规格:3 700 mm×220×4 mm。巷道顶部每排设计锚杆数为5个,两排锚杆之间的平均距离设计为800 mm×1 000 mm,帮部每帮每排设计锚杆数为5个,两排锚杆之间的平均距离设计为500 mm×1 000 mm。所有锚杆均选择CK2340树脂锚固剂和K2360树脂锚固剂,每根锚杆各分配一个,锚杆、W钢带均垂直于巷帮布置,如图3所示。

图3 顺槽断面支护

3.2 顺槽底板变形模拟分析

为探究隆博煤矿2-5012顺槽超前段底板变形底鼓的机理,选择FLAC3D有限元模拟分析软件[6-7],针对隆博煤矿2-501工作面的地质参数构建三维数值计算模型,几何模型设计长度为25 m,宽度为25 m,高度为22.73 m,顺槽断面为直墙矩形结构,宽度4.3 m,直墙高3.5 m,煤岩破坏准则选用摩尔—库伦理想弹塑性模型。施加边界条件分别约束模型的水平边界和底部边界。在模型顶部施加垂直载荷用于模型煤层所处的地层环境,选择岩层平均密度为2 200 kg/m3,重力加速度为9.8 m/s2,则等效荷载为12.94 MPa。数值模型的模拟结果如图4所示。

图4 数值模型及围岩垂直位移云图

通过模拟分析,得到无支护条件下顺槽底板的最大位移量为800 mm,顶板的最大位移量为500 mm。而有支护条件下顺槽的底板最大位移量700 mm,顶板的最大位移量为340 mm。有支护相比较无支护情况下,底板位移量降低了12.5%,顶板位移量降低了30%。说明锚杆支护结构对顶板的控制效果明显,而对底板控制效果则还不够,底鼓量依然较高。因此,还需要设计新的支护方案达到加强支护的目的,才能从根本上解决顺槽底鼓问题。

3.3 顺槽底鼓控制技术

参考相关文献,根据2-5012顺槽的实际情况,提出三种控制顺槽巷道底鼓技术方案,即底板卸压措施、注浆加固措施和联合支护措施。

方案一:底板卸压措施一般是从底板发生底鼓的区域圈定出一个局部范围进行卧底处理,分段留设一定深度的泄压槽,设计2-5012顺槽卧底和留卸压槽的深度为0.8 m。

方案二:注浆加固措施一般是在煤矿就地取材,通过粉煤灰、水泥和石膏等制成水泥浆液并注入底板内,实现增强底板泥岩的物理性能,设计布置4个注浆钻孔实施注浆加固。

方案三:联合支护措施则是考虑工程施工难度、成本等问题有效结合两种方法,达到卸压和增强岩层岩性的目的,设计卸压槽的深度变为0.5 m,注浆量较方案二减少20%。

利用FLAC3D数值模拟软件获得不同支护条件下顺槽巷道的垂直位移云图,如图5所示。

图5 不同支护方案下底板垂直位移云图

分析图5结果可知,方案一中底板最大移近量为450 mm,相比原支护方案底板位移量降低了35.71%;方案二中底板最大移近量为250 mm,相比原支护方案底板位移量降低了64.29%;方案三中底板最大移近量为150 mm,相比原支护方案底板位移量降低了78.57%。综上所述,联合使用底板卸压措施和底板注浆措施的控制效果最好,能最大程度减少2-5012顺槽发生底鼓的变形量,有利于顺槽巷道的正常使用。

4 现场应用效果分析

在2-5012顺槽底鼓严重区段,向巷道两侧各扩展20 m范围开展卧底卸压措施,借助巷道水沟向深部挖掘410 mm,形成一个深度为500 mm的卸压槽。然后将施工区段平均分为3个部分,打钻施工并布置4个注浆孔,确定孔深为2.5 m左右。最后在卧底形成的空间区域进行水泥浇筑,并横向配制多条钢筋增强混凝土的断裂韧度,提高其塑性变形上限。同时,设置位移传感器对顺槽顶底板和两帮位移量进行监测,结果如图6所示。

图6 2-5012顺槽围岩位移观测结果

分析图6可知,前32天内顺槽围岩位移曲线呈线性增加,顶底板最大移近量约为55 mm,两帮最大移近量约为27 mm。而32~48天的这段时间内,顶底板最大移近量和两帮最大移近量基本稳定,说明顺槽围岩没有产生新的变形。综合分析认为,该联合支护方案控制巷道底鼓效果良好,有利于长时间维护巷道围岩稳定,为后期工作面回采提供了可靠保障。

5 结论

1)通过分析2-5012顺槽底鼓的机理,认为影响顺槽底鼓的主要因素为巷道埋深、采场支承压力和底板岩性松软。

2)根据隆博矿8#煤层2-5012顺槽的实际地质条件,针对三种支护方案分别建立三维模型进行数值模拟分析,结果显示联合使用底板卸压措施和底板注浆措施的控制效果最好。

3)采取联合支护方案后的监测结果表明,顺槽顶底板的最大移近量约为55 mm,两帮的最大移近量约为27 mm,说明该联合支护方案控制巷道底鼓效果良好,有利于长时间维护巷道围岩稳定性。

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