三软煤层巷道围岩“双壳”支护技术研究与应用

2023-10-09李雪健

煤 2023年10期

李雪健

(霍州煤电集团金能煤业有限公司,山西忻州 035100)

目前,在很多煤矿掘进过程中,巷道围岩呈现出高应力、膨胀、破碎、流变、松散、强风化蚀变及松软等软岩特征,导致巷道的掘进围岩控制及后期维护难度加大,工程量大,存在安全隐患。巷道围岩发生变形破坏时必然造成支护设备损坏或者失效,出现片帮、底鼓和顶板岩体冒落等矿压现象,有时甚至可能诱发煤岩动力灾害的发生,造成人员伤亡和财产损失。

以霍州煤电集团金能煤业有限公司二采区1201工作面掘进巷为研究对象,基于原支护方案和控制技术,提出“双壳”支护技术,并通过数值模拟、现场工业试验验证了该支护技术的有效性,保障了巷道的施工安全以及长期稳定。

1 工程概况

金能煤业目前正在开采2号煤层,厚度0～13.04 m,倾角平均为13.5°,埋深超过400 m,属于大部分可采较稳定煤层,煤质为烟煤,抗压强度为0.2 MPa,属于松软煤层。2号煤层两个巷道在掘进过程中沿底掘进,煤层厚度约为10 m,即顶板约有6 m的顶煤。煤层顶板情况见表1.

表1 煤层顶板情况

在两巷道掘进过程中,围岩变形破坏严重,出现顶板破碎、离层、网兜、顶板部分锚杆失效等情况,围岩整体稳定性差,难以维护且围岩控制成本高,严重影响矿井的生产进度。

2 巷道变形影响因素及控制技术

2.1 巷道原支护情况

该掘进巷道为矩形断面,净宽4 600 mm,净高3 500 mm,原支护方式为“锚网索喷+钢护板”的联合支护,采用锚索的规格是D21.6 mm×8 200 mm,其间排距为1 600 mm×1 200 mm,锚索托盘采用400 mm×400 mm×16 mm方形托盘,锚索锚固剂采用CK2360锚固剂1条,Z2360锚固剂4条,锚索“3·3”布置。采用无纵筋螺纹钢锚杆,规格为D22 mm×2 400 mm,其间排距为800 mm×800 mm,锚固剂使用Z2360锚固剂2条,托盘尺寸为150 mm×150 mm×8 mm,托盘后加钢护板,钢护板规格为400 mm×260 mm×4 mm,锚杆顶部使用7根,帮部使用10根,左右两帮各5根;钢筋网采用D6 mm钢筋焊接,规格为1 800 mm×700 mm,网格为100 mm×100 mm.巷道表面喷射强度为C20,厚度为50 mm的混凝土。

2.2 巷道变形破坏的影响因素

1) 围岩性质。采用钻孔窥视仪观测钻孔围岩内部结构及破裂形态发现,巷道侧帮0.5～3.0 m范围内围岩破裂严重,甚至出现塌孔;巷道顶板2.5～7.0 m范围内围岩破裂,裂隙发育,在7.0～8.0 m范围内,由于顶板为泥岩且由于水的作用,煤体出现泥化现象。因此,巷道围岩强度不足是引起巷道变形破坏的主要原因。

2) 采动影响。采矿引起的压力、爆破震动、其他动态载荷改变了周围岩石的应力环境,影响了岩石结构和薄弱结构面,加速了巷道的变形和破坏。

3) 支护方式不合理。由于巷道围岩松软破碎,设计支护形式不能适应围岩变形要求。支护形式和支护参数比较单一,显然不能适应深部巷道地压与围岩变形特性。

2.3 巷道双壳支护结构

三软煤层本身煤岩体强度较低,一旦巷道开挖,围岩内应力重新分布,围岩极易发生变形破坏,利用注浆锚杆、注浆锚索在巷道围岩中形成两层的壳结构,浅部壳体由一次支护的注浆锚杆及浅部注浆体(或者短锚索)构成,深部壳体由一次支护的注浆锚索及深部注浆体构成,两个壳体结构通过锚索互相作用,共同形成承载结构,形成了时序上由外向里的递进式承载,并能够有效释放无法控制的额外能量。

3 数值模拟研究

3.1 模型的建立

采用有限差分数值计算软件FLAC3D进行数值模拟计算,对巷道围岩的受力和位移大小进行分析。为消除边界效应,设计的模型尺寸为宽×高×厚=80 m×60 m×6 m,宽、厚、高分别在X轴、Y轴和Z轴上,巷道轴向沿Y轴方向。“双壳”注浆加固巷道围岩可以看作在巷道的开挖轮廓线外形成具有一定厚度的环状加固圈,通过壳单元调整巷道围岩参数模拟加固地层,锚杆索采用CABLE结构单元模拟,钢筋网及喷射混凝土采用SHELL单元进行模拟,W钢带采用BEAM单元进行模拟,锚杆索弹性模量分别为3.9 GPa、1.9 GPa,密度为2 516 kg/cm3,泊松比为0.9 GPa.

模型采用位移边界条件,固定左右及前后边界水平方向位移,巷道底板固定水平位移和竖向位移,上部边界为自由边界并施加9.77 MPa的原岩应力。对煤层采用多节理本构模型,其余岩层采用Mohr-Coulomb本构模型。数值计算模型如图1所示,煤岩层物理力学参数见表2.

图1 数值计算模型

表2 煤岩层物理力学参数

3.2 “双壳”支护方案

“双壳”支护方案为:“超前管棚+长锚索+W钢带/工字钢+双层网”,具体优化方案如下:

顶板支护:支护方式为超前管棚+长锚索+W钢带/工字钢+双层网,超前管棚采用直径50 mm钢管,设计间距200 mm,长度3 m,搭接长度600 mm;锚索长度8.2 m,直径21.6 mm,注浆锚索;托盘采用400 mm×400 mm×16 mm方形托盘;锚索锚固剂采用CK2360锚固剂1条,Z2360锚固剂4条,锚索间距为1 000 mm,排距为1 000 mm,锚索“5·5”布置。锚索后增加W钢带和工字钢,W钢带和11号工字钢交替使用。W钢带规格:厚度4 mm,宽280 mm;网片规格:金属网为D6 mm钢筋焊接而成,金属网规格2 000 mm×1 000 mm,网格100 mm×100 mm;巷道顶板下沉区段架设工字钢棚。巷道表面喷射强度为C20,厚度为50 mm的混凝土。

巷帮支护:锚杆长2.4 m,采用直径22 mm的无纵筋螺纹钢加工,使用Z2360锚固剂2条,托盘尺寸为150 mm×150 mm×8 mm,锚杆间距为800 mm,排距为800 mm,锚杆配套球形垫圈和减摩垫圈,托盘后加钢护板,钢护板规格为400 mm×260 mm×4 mm;网片规格:金属网为D6 mm钢筋焊接而成,金属网规格2 000 mm×1 000 mm,网格100 mm×100 mm;为防止碎煤从金属网中露出,金属网后挂一层经纬铁丝网。支护方案如图2所示。

图2 “双壳”支护方案图(单位:mm)

3.3 支护方案模拟结果

利用模拟软件分别对未支护、原支护方案、优化方案的应力分布、位移分布和塑性区分布进行了数值模拟。

1) 不同支护条件下的巷道围岩应力分布特征。图3和图4分别为巷道两帮和顶底板的水平应力分布曲线。

图3 不同支护方式下沿顶底板方向巷道围岩水平应力变化曲线

图4 不同支护方式下沿顶底板方向巷道围岩垂直应力变化曲线

由图3可知,由于煤层存在倾角,巷道两帮的水平应力关于巷道中心呈不完全对称分布,左右两帮应力发展趋势大致都是先快速增加再缓慢趋于稳定,最后恢复为原岩应力。巷道顶底板的水平应力关于巷道中心也呈不对称分布,图左是底板的应力分布曲线,图右是顶板的应力分布曲线。顶板和底板的水平应力发展趋势随着距巷道中心距离的增大,其值是先增加达到一定峰值后再减小,出现了应力增高区,最后趋于稳定。由此可见,巷道围岩在距离左右两帮、顶底板一定范围内出现了应力集中现象,进而导致了该处岩体发生塑性破坏。

不同支护方案的应力增长快慢不同,原支护和优化方案相对于未支护来看,峰前应力增速相对较快,应力达到峰值处的位置离巷道中心处更近,发生塑性破坏的范围也就会相应减小,因此,优化方案支护效果相对较好。

由图4可知,垂直应力在巷道的两帮基本呈不完全对称分布,随着距巷道中心距离的增加,其值是先增加达到一定峰值后再减小,出现了应力增高区,最后趋于稳定。顶板和底板的垂直应力随着远离巷道而渐渐增加,最后都达到了应力峰值,峰值以后岩体应力又趋于稳定,最终恢复为原岩应力。

与未支护和原支护方案相比,巷道围岩在优化方案支护状态下,其应力峰值有所提高,且其应力增加的速率明显较大,应力峰值区离巷道的距离更短,改善了围岩的应力状态,使巷道围岩趋于稳定。

2) 不同支护条件下的巷道围岩位移分布特征。由图5可知,顶底板垂直位移随着远离巷道中心渐渐减小,并且降低的速率越来越缓慢,最后趋于稳定直到零位移,其中位移的最大值出现在巷道顶板的右上方和底板的左下方。原支护方案与未支护状态相比,顶板下沉量从原来的330 mm减少到209 mm,减少了36.7%.优化方案与未支护状态相比,顶板下沉量从原来的330 mm减少到195 mm,减少了40.9%,说明优化方案对巷道围岩顶板下沉起到了一定的控制效果。