袁大滩煤矿超长巷道补强支护技术实践

白云虎,谢 涛,刘涛涛,张 毅,田梦琪

(1.榆阳中能袁大滩矿业有限公司,陕西 榆林 719000;2.西安科技大学 能源学院,陕西 西安 710054)

0 引言

在矿井产能快速释放过程中,围岩应力的释放转移加剧,造成巷道支护参数需要不同程度的修正。随着冒落拱内岩石重量的普氏压力拱假说、考虑极限平衡拱的太基公式、极限平衡围岩支护的卡斯特纳计算公式的发展,支护方式得到不断的优化[1-2]。根据围岩的自稳特点,逐步得出了悬吊理论、组合梁理论、岩松动圈理论等,助力了巷道支护参数的修正[3-5]。近年来,康红普[6]阐述了我国煤矿巷道支护与加固方法主要有4种形式,对巷道未来的发展提出了新的展望。黄庆享等[7]根据围岩变形破坏的自稳平衡现象,提出了“治顶先治帮,治帮先治底”的巷道支护理念。王军平[8]在分析复杂地质条件下的基础上,提出支护主体高度与稳定度的调整、掘进支护角度的变动性设计和掘进支护设备资源的协同性。马振虎[9]认为孤岛工作面采用锚、索、网联合支护最优支护参数的方案能够使回采巷道围岩变形得到有效控制。刘海东等[10]针对巷道顶板镂空、离层及下沉等问题,采用“锚护喷注”一体化支护技术,可以减小巷道塑性区范围和变形量。也有部分学者对锚杆锚索的受力情况,采用不同方法进行了相关监测[11-12]。

为此,结合袁大滩煤矿超长距离薄煤层的特点,通过理论分析、现场实践进行超长距离薄煤层工作面巷道加强支护,以期为实现矿井高效安全生产提供技术支持。

1 工程背景

1.1 工作面概况

袁大滩煤矿11203工作面运输顺槽,位于2号煤层112盘区位西北部,工作面切眼长为300.15 m,推采长度5 238.38 m。东侧为11201回风顺槽,南侧为辅运大巷,西侧为11203回风顺槽,北部为小纪汗井田。

工作面采用双巷布置,即一条回风顺槽,一条运输顺槽,顺槽垂直于112盘区大巷沿煤层底板布置,方位0°,由北往南进行推采。11203运输顺槽对应地表位于中央进、回风立井工业广场北部。工作面平均每天推进10刀,每刀截深0.8 m,平均每天推采8 m。工作面范围内,总体构造形态为一向北西西缓倾的单斜层,平均倾角小于1°,构造对巷道掘进影响较小。地质构造简单,工作面内无较大断裂和褶皱,亦无岩浆活动痕迹,仅局部发育宽缓的波状起伏。对比邻近巷道实际揭露情况,掘进过程中未发现较大地质构造,但掘进过程中可能揭露裂隙等细微地质构造。

工作面顶板主要含水层为侏罗系直罗组砂岩裂隙承压含水层。岩性以中细粒砂岩为主,一般厚9.90～96.30 m,平均厚54.41 m。该含水层及煤层富水为工作面主要充水水源。隔水层主要为延安组2号煤层顶板以上至直罗组底界所组成的相对隔水层。平均厚度15.25 m,岩性为细-粉细砂岩和砂质泥岩,隔水性能稍差。

1.2 巷道现支护参数及问题

11203运输顺槽设计为矩形断面,施工5 245 m×5.5 m×2.95 m(长×宽×高),S掘=16.23 m2;净宽5.4 m,净高2.75 m,S净=14.85 m2。巷道顶板采用锚杆锚索联合支护,两帮采用玻璃钢锚杆+塑钢网联合支护,支护参数见表1。

表1 巷道支护参数

顶网、右帮金属网分别选用φ6.5 mm钢筋焊接的金属网,金属网规格分别使用5 400 mm×1 200 mm和2 400 mm×1 200 mm,网目100 mm×100 mm;左帮采用塑料网,规格为1 200 mm×2 400 mm,网格为40 mm×40 mm。原巷道支护剖面如图1所示。

图1 原始支护剖面

11203工作面采动作用,在超前支承应力作用下导致端头区域巷帮片帮、顶板下沉极为严重,严重影响正常采煤工作,如图2所示。在超前30 m以外巷道顶板处于稳定平衡失稳状态,当进入超前30 m范围时,顶板下沉量大,最大约达到1 m。巷道支承压力范围内采空侧巷道片帮现象严重。锚杆、锚索的锚固效能太低,索密度不能满足极限自稳隐形拱内岩体悬吊平衡的基本条件,无法满足支护后的巷道自稳性。

图2 工作面巷道变形情况

2 巷道支护设计原则

2.1 设计原则

通过测定,11203工作面超前支承应力影响范围约200 m,应力峰值(塑性区)在超前30 m左右,弹性区范围约170 m左右。工作面超长距离下,其支承应力扰动范围更大。

在锚索与锚杆共同作用的体系中,还要充分考虑二者之间的巨大的伸长率差,且根据地应力和支护设计,应该在布置上考虑到锚杆与锚索的位置关系。锚杆支护是以锚杆抗拉强度远远高于围岩体抗压强度的优势来克服岩体内应力分布过程中产生的拉应力。因此锚杆应采用尽可能高的预应力、尽可能大的延伸率,进行全长两次锚固,锚索长度应按照自稳隐形拱中极限自稳特征确定。

2.2 围岩破坏范围确定

极限自稳平衡拱平衡方程见式(1)。

(1)

极限自稳平衡的最大高度见式(2)。

(2)

式中,W0为巷道原始宽度,m;σt为抗拉强度,MPa;L为片帮深度,m;p0为原岩应力,MPa。

根据“自稳隐形拱”和“极限自稳隐形拱”2种形态,支护结构体系概况如图3所示。在极限自稳隐形拱及自稳隐形拱中,至少有1根锚索穿过极限自稳隐形拱,至少有2根锚杆穿过自稳隐形拱500 mm。通过计算,自稳隐形拱、极限自稳隐形拱最大高度分别为1.9 m和7.9 m。因此选用2.5 m的锚杆,8.3 m的锚索。

图3 支护结构体系概况

3 巷道补强支护设计

3.1 补强支护设计方案

根据采动下支承应力分布情况,工作面超前150 m巷道开始变形,超前30 m范围内巷道变形剧烈。对于大变形部位需采用挑顶方法进行隔断矿压传递。

后补锚索在原来锚索基础上,巷道顶板保证每排有3个锚索锚固点,且为注浆锚索;采用T140钢带把3根锚索连在一起。从三角区域向前一个矿压周期范围内(20 m),需要每平方米1根8 300 mm长度注浆锚索。(原来的锚索不能替代注浆锚索,但可以在原锚索的位置扩大注浆锚索间距);帮部每排补足4根锚杆。

设计方案如图4所示,巷道支护参数见表2,补强支护剖面如图5所示。

图4 设计方案

图5 补强支护剖面图

表2 超前支护参数汇总表

3.2 补强支护要点

围岩稳定性范围是根据极限推断法则的自稳隐形拱理论,在临空顺槽动压影响下,必须按照锚索的极限控制原则设计。锚固系统按照“高大长效能法则”。加固围岩由于松动离层等因素必须采用注浆锚固方式。施工当中针对现场遇到断层破碎带等地质不良地段应该增加锚固点密度和深度或架棚支护。11203运顺在顶板大面积下沉区域超前20 m范围,必须全部采用注浆锚固方法——每排(走向1 m)必须有3根注浆锚索。在原来基础上增加够每排3个锚索锚固点,可以根据现场情况增加锚固点,但不能减少。11205临空侧顺槽后续掘进顶板必须保证每排3根锚索,而且每两排中间需要增加1根三联钢带和注浆锚索。

4 支护效果监测

距工作面超前100 m开始,每隔20 m设置一个测站,共布置4个监测点,连续监测10天。利用巷道表面位移观测数据可反演分析判定巷道围岩的水平位移及垂直位移情况。10天后工作面累计推进80 m,超前不同位置的变化情况如图6所示。10天后的各监测位置与工作面关系见表3。

图6 超前不同位置围岩位移变化情况

表3 各监测位置与工作面关系

1#监测点随着采动范围影响,水平位移经历“增大—减小—增大”的变化,垂直位移经历“增大—减小”的变化过程,监测结束后的位置在超前支承应力塑性区范围内,围岩的活动位移量相对较大,但都控制在45 mm内。

2#～4#监测点在弹性区范围内,补强支护后的位置距工作面越远,巷道围岩的稳定性越好。2#监测点的位移变化较大,水平的移动量维持在23 mm,垂直位移量由13.5 mm增加至22 mm。3#监测点的水平与垂直位移分别增加了3 mm、10 mm。受开采扰动支承应力减弱的影响,围岩位移变化量在不断减小。4#监测点的水平与垂直位移趋于20 mm,并稳定。由此表明巷道补强支护后取得了良好的支护效果。

5 结论

(1)根据存在极限自稳隐形拱和通过自稳隐形拱的理论确定出选用长2.5 m的锚杆和长8.3 m的锚索。

(2)补强支护在原支护的基础上,巷道顶板保证每排有3个锚索锚固点;采面侧和煤柱侧分别采用玻璃钢锚杆、金属锚杆。

(3)通过对补强支护进行监测,发现工作面超前最大、最小位移量分别为45 mm和20 mm,巷道补强支护后取得了良好的支护效果。