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分区域主动式超前支护技术研究及应用

2022-10-19王宜清马守龙姚强岭范钰鑫刘志超

煤炭工程 2022年10期
关键词:测站锚索单体

王宜清,马守龙,姚强岭,范钰鑫,刘志超

(1.枣庄矿业(集团)有限责任公司 七五煤矿,山东 微山 277500;2.中煤新集能源股份有限公司,安徽 淮南 232001;3.中国矿业大学 矿业工程学院,江苏 徐州 221116)

《煤矿安全规程》第九十七条规定采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护[1]。当前我国采煤工作面超前支护主要采用单体液压支柱和超前液压支架,且已在各煤矿不同开采技术条件下得到了广泛推广应用。但是,单体液压支柱被动式超前支护形式存在工人劳动强度大、反复支撑进而破坏顶板及其锚固结构等不足[2-4];同时,工作面两巷超前段以“单体液压支柱/超前液压支架”为主的支护形式与工作面自动化、智能化发展趋势不相匹配[5-7]。因此,当前问题是改变回采巷道超前支护方式,并研发与工作面智能化开采相适应的超前段支护成套技术[8-10]。

姚强岭等[11]在研究工作面超前段变形特征基础上,国内首次提出了煤矿长壁采煤主动式超前支护关键技术,并在中西部矿井得到推广应用,涉及薄煤层、厚煤层、沿空留巷、沿空掘巷等生产地质条件,实现了超前支护段无人化;史节涛等[12]针对注浆锚索进行了预应力锚索全长锚固注浆技术研究及改造升级,建立了端锚阶段载荷传递力学模型和全锚阶段围岩轴向力学模型,研究了锚索轴向附加应力与抗剪性能变化特征,结果表明全长注浆锚固技术能够有效增强支护稳定性;李桂臣等[13]利用Kelvin问题推导锚索与孔壁间剪切应力分布解析式,确定了锚索束最佳锚固长度,并通过工业性试验实现了巷道围岩稳定控制;刘琦[14]基于厚硬顶板回采巷道超前锚索协同支护提出了补强锚索协同支护方案,通过工业性试验验证了补强锚索协同支护代替被动式超前支护的可行性。以上学者对替代被动式超前支护的研究,说明了主动式超前支护的可行性。本文针对七五煤矿3上217运输巷地质和生产条件,提出了分区域主动式超前支护技术方案,并进行现场应用,结果表明,该主动式超前支护技术方案简化了超前支护施工工艺,提高了工作面开采效率,有效地缓解了接续紧张,保证了巷道安全,可为相似地质条件下主动式超前支护技术体系的设计与应用提供参考。

1 工程地质概况

七五煤矿3上217工作面主采3上煤层,井下位于南二采区东翼,平均厚度为4.2m,平均倾角10°。工作面空间位置如图1所示,3上217工作面覆岩参数见表1。为了更清楚了解3上煤层围岩裂隙发育情况,布置5个测站,采用钻孔成像仪观察顶板及两帮钻孔壁上结构面和裂隙的分布情况[15],观测结果见表2。总体评价结果为:当前支护及3上217工作面未采动前,巷道顶板完整性好;离层及破碎带多位于0.50m以内,裂隙发育带多位于3.50m以内,依据围岩松动圈理论,当前巷道支护条件下围岩属Ⅱ类中松动圈。

表1 3上217工作面覆岩参数

表2 原支护下围岩裂隙发育情况

2 超前注浆锚索替代单体支柱支护技术

2.1 支护技术路线

我国煤矿回采巷道超前支护长期采用单体液压支柱或液压支架支护,该支护形式劳动强度大、安全性低,与工作面自动化、智能化发展趋势不相匹配[16,17]。为改善超前支护安全性并满足智能化发展新形势,根据七五煤矿3上217工作面运输巷工程地质条件,设计“分区域差异化”主动式超前支护方式,在开展应用前需做以下准备工作与研究:①针对3上煤层围岩裂隙观测评估;②超前支承压力计算;③根据超前支承压力计算结果以及围岩裂隙评估结果设计3上217运输巷分区域注浆锚索主动式超前支护技术方案并进行理论校核;④设计支护效果监测方案,及时跟进并反馈支护效果。

2.2 巷道围岩力学模型

根据姚强岭教授建立的巷道围岩变形预计模型可知[11],在不考虑人工支护的情况下,开切眼处围岩受力状态基本对称于开切眼导硐中心线,综合考量,对力学模型进行简化,沿巷道中心线划分d1=d3,如图2所示。

需特别指出:由于开切眼周围部分煤体已经屈服,应为塑性力学问题,通过降低煤体及围岩的弹性模量,将其转化为弹性力学问题,进行近似求解。认为工作面帮上边界为施加给定变形的边界,下边界及左边界可视为固定边界,则工作面帮支撑力R1为:

同上,认为煤柱侧上边界为施加给定变形的边界,与此同时将煤柱的下边界与左边界在力学模型中认定为固定边界;近似求解,煤柱侧支撑力R2为:

3上217运输巷直接顶是平均厚度为1.3m的泥岩,基本顶是平均厚度为3.4m的细粒砂岩。认为巷道所受载荷为其上顶板自重,可得:

式中,q为3上217运输巷所受均布载荷,kN;k为采动影响系数,取5~10;H为开采高度,取H=4.2m;g为重力加速度,取9.8N/kg;H1为直接顶泥岩厚度,取H1=1.3m;H2为基本顶砂质泥岩厚度,取H2=3.4m;ρ1为直接顶泥岩容重,取ρ1=2330kg/m3;ρ2为基本顶砂质泥岩容重,取2550kg/m3。

则超前支承压力为:

QY=q×(s+a+z)=11.64×103kN

(4)

式中,a为巷道宽度,m。

3 工业性试验

3.1 主动式超前支护设计方案

依据此区域围岩裂隙发育特征观测结果和工程地质赋存特征,提出了分区域递减型超前支护技术,由五个测站将试验段将巷道支护阶段划分为四部分,具体支护参数见表3。

表3 3上217工作面运输巷现支护参数

3.2 主动式超前支护强度校核

依据工程地质条件和支护参数,确定锚杆(索)、单体液压支架的支护密度及拉断载荷F或工作阻力,确定之后支护强度P:

式中,F为极限工作阻力,锚索拉断载荷取530kN,锚杆拉断载荷取180kN,单体液压支柱支撑力取280kN,注浆锚索拉断载荷取530kN;a为巷道宽度,m;b为巷道高度,m;c为锚杆(索)、单体液压支架排距,m;n为每排锚杆(索)、单体液压支架数量,根。

Q=Pm

(6)

式中,Q为支护设施支承力,kN;m为单位长度巷道内支护设施数量,根。

根据式(6)计算巷道各支护工具提供支护阻力,总支护阻力为:

QZ=QS+QG+QZS+QD+R1+R2

(7)

式中,QZ为总支护阻力,kN;QS为锚索提供支护阻力,kN;QZS为注浆锚索提供支护阻力,kN;QG为锚杆提供支护阻力,kN;QD为单体液压支柱提供支护阻力,kN;R1、R2分别为两帮提供支撑力,kN。

由式(5)、式(6)计算各支护设备提供支护阻力,由式(7)得巷道总支护阻力,支护强度验证如下:

1)阶段Ⅰ超前支护强度验证:QSⅠ=0.62×103kN;QGⅠ=5.29×103kN;QDⅠ=0.33×103kN;QZSⅠ=0.62×103kN。QZⅠ=QSⅠ+QGⅠ+QDⅠ+QZSⅠ+R1+R2=13.06×103kN>11.64×103kN。

2)阶段Ⅱ超前支护强度验证:QSⅡ=0.62×103kN;QGⅡ=5.29×103kN;QDⅡ=0.15×103kN;QZSⅡ=0.62×103kN。QZⅡ=QSⅡ+QGⅡ+QDⅡ+QZSⅡ+R1+R2=12.88×103kN>11.64×103kN。

3)阶段Ⅲ超前支护强度验证:QSⅢ=0.62×103kN;QGⅢ=5.29×103kN;QDⅢ=0.04×103kN;QZSⅢ=0.62×103kN。QZⅢ=QSⅢ+QGⅢ+QDⅢ+QZSⅢ+R1+R2=12.77×103kN>11.64×103kN。

4)阶段Ⅳ超前支护强度验证:QSⅣ=0.62×103kN;QGⅣ=5.29×103kN;QZSⅣ=0.62×103kN;QZⅣ=QSⅣ+QGⅣ+QZSⅣ+R1+R2=12.73×103kN>11.64×103kN。

计算结果显示:四个阶段的支护阻力均大于理论计算所需的11.64×103kN,满足支护要求。为检验支护方案理论校核的正确性,需对巷道开展认证支护效果的工业性试验。

3.3 主动式超前支护效果检验

为了检验3上217运输巷所采用的注浆锚索代替超前支护效果,采用监测巷道变形量、锚杆(索)受力值、钻孔窥视技术手段在巷道距离工作面前5m处布置Ⅰ测站,每隔50m布置下一个测站,共5个测站,如图4所示。

根据各测站观测结果,对各测站表面位移进行分析,如图5所示。巷道相对位移变化量结果表明,两帮相对移近量最大为56mm,顶底板相对移近量最大为50mm,顶底板移近速度为1~6mm/d,总体变化量较小。监测运输巷超前支护段内矿压显现不明显。较小的巷道变形量,充分保障了巷道完整性,通过注浆锚索代替超前单体支护手段,有效控制两帮及顶板变形,阻碍了顶板离层及裂隙的发育。由此可见使用注浆锚索主动式支护替代单体被动式超前支护后对顶板围岩控制效果更佳。

各测站锚索受力监测曲线及典型窥视结果如图6所示。各测站自施加预紧力后,各测力计监测注浆锚索所受压力变化量较小,最大变化率仅有2.3%。对测点采用钻孔成像仪进行钻孔窥视试验,孔内光滑完整,巷道顶板无明显破碎或离层出现,仅在浅部出现少量0.01m的横向裂隙,故仅放两张代表图于曲线图内。随着工作面的不断推进,注浆锚索受力稳定且保持在破断载荷内,有效控制巷道变形,能够保持巷道的稳定性,大大提高了作业环境和施工效率。3上217运输巷注浆锚索替代单体液压支柱的超前支护形式能较好地控制顶板的裂隙发育,能满足工作面回采期间安全高效生产。

4 结 论

1)根据超前支承压力区支护方式由被动支护变主动支护的思路,利用巷道支护力学模型理论计算了3上217运输巷超前支承压力,为主动支护方案的设计提供了理论依据。

2)通过3上煤层围岩钻孔窥视试验,获得了其围岩结裂隙发育规律,综合考虑制定分区域、差异化主动式超前支护方案,通过理论校核验证了支护方案可行性,并进行了现场工业性试验,结果表明,主动式超前支护完全能够满足超前支承压力区支护质量的需要,围岩稳定性更强,能更好地控制围岩裂隙发育,而且改善了工人劳动环境,降低安全隐患,丰富了主动式超前支护工程案例。

3)该技术将来可进一步与智能化工作面成套技术体系相结合,为智能化煤矿发展提供更加稳定的巷道条件,提高支护水平和生产效率。

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