西掌矿15103运输配巷复合顶板支护优化研究
2023-11-13董贵鹏徐海芸
董贵鹏, 徐海芸
(1.山西长治联盛西掌煤业有限公司,山西 长治 047100;2.山西长治联盛煤业投资有限公司,山西 长治 047100)
复合顶板在我国大多数矿区煤层巷道广泛存在,其主要是由刚度相差较大的多层层状岩层相间构成,极易发生无显著征兆的突发性离层冒落[1-2]。因此,复合顶板稳定控制具有重要意义。
在复合顶板支护优化方面大量的学者开展研究,苏学贵[3]采用原位实测、物理模拟与数值计算手段,揭示特厚复合顶板巷道浅部岩层锚杆组合梁与深部岩体锚索承载拱的形成及其拱-梁耦合作用机制。杨峰[4]通过理论分析、数值模拟方法研究得出复合顶板的变形破坏主要是因锚杆的主动支护作用较差,最终导致复合顶板的大变形以至破坏。侯朝炯等[5]针对复合顶板极软煤层巷道围岩破坏的特点,提出用顶板预注浆、锚杆支护等手段来控制巷道围岩变形、加强顶板的支护强度、充分利用围岩自身承载能力来维护巷道的稳定性。郭相平等[6]以新元矿9104工作面为背景,划分了不同范围的治理区域,提出分区复合超前预注浆协同加固技术。关玉祥等[7]提出了托顶煤巷道的“锚喷注”联合控制技术。
论文以西掌煤矿15103运输巷配巷复合顶板为工程背景,钻孔窥视确定复合顶板岩层结构。采用理论计算与数值模拟相结合的方法优化15103运输巷配巷的支护参数。
1 工程背景
西掌煤矿15103工作面宽度135 m,走向推进长度约为1 475 m,煤层平均埋深约为170 m,厚度3.71 m.15号煤层直接顶为厚0.9~1.32 m的炭质泥岩,老顶是厚8.27 m的K2石灰岩,直接底为砂质泥岩,厚度2.70 m,老底为细砂岩,厚度4.01 m.
15103运输巷在掘进过程中揭露较大的断层,因此在距离巷道开口700 m位置重新开口掘进一条配巷绕过断层。15103运输巷配巷位于15号煤层一采区,用于服务井下15103工作面的通风、行人、运输的需要。巷道设计长度为310 m,高度3.5 m,宽度5 m,平面布置图如图1所示。
图1 15103运输巷配巷平面布置图
2 煤岩复合顶板结构钻孔窥视分析
为能够全面掌握15103运输巷配巷顶板岩层结构特性,在15103运输巷配巷顶板进行钻孔窥视。垂直于巷道顶板施工钻孔,钻孔直径均为28 mm,1号顶孔深度6 m,2号顶孔深度7 m,1号和2号孔的开孔位置相距50 m以上。钻孔窥视结果如图2和图3所示。
图2 1号探测孔不同深度的岩层状况
图3 2号探测孔不同深度的岩层状况
1号钻孔探测结果显示(图2):从巷道顶板表面开始1.9 m内为黑灰色的泥岩,泥岩没有大型的离层裂隙。在1.9 m的位置出现明显的煤岩交界面,直到2.7 m的位置再次出现煤岩分界面进入K2石灰岩层位,顶板煤层夹矸的厚度为0.8 m.
2号钻孔探测结果显示(图3):从巷道顶板表面开始1.85 m内为黑灰色的泥岩,在1.85 m的位置出现明显的煤岩交界面,在2.75 m的位置再次出现煤岩分界面进入K2石灰岩层位,顶板煤层夹矸的厚度为0.9 m.
综合2个钻孔的探测结果,得到15103运输巷配巷的顶板结构如图4所示。15103运输巷配巷的顶板为典型的煤岩复合顶板结构,由浅至深依次为:泥岩(厚度1.85~1.9 m),其次为煤层(厚度0.8~0.9 m),再上部为K2石灰岩(厚度大于4 m)。下部泥岩的裂隙不发育,泥岩与煤层,以及煤层与K2石灰岩的煤岩分界线之间没有明显的水平离层,但是夹矸煤层和上覆K2石灰岩的刚度相差较大,存在离层的风险,成为支护的重点区域。
图4 窥视孔岩层结构观测结果(单位:mm)
3 煤岩复合顶板巷道破坏特征数值模拟
3.1 数值模型建立
根据工程地质条件及现场观测实际情况,建立尺寸为:长×高=60 m×60 m的UDEC数值模型,巷道周边重点区域采用Trigon三角块体模型。模型上部边界均匀施加3.0 MPa等效上覆岩层自重的均布荷载,底部和四周边界采用位移法固定,破坏准则采用摩尔库伦模型。建立模型如图5所示。
图5 UDEC数值计算模型
3.2 围岩破坏特征分析
数值模拟得到巷道围岩裂隙分布特征如图6所示。
由图6可知:①配巷掘出以后,浅部围岩裂隙发育并少量贯通,深部围岩出现少量的离散裂隙;②无支护条件下,配巷掘出后顶板裂隙发育区高度为1.81 m,处在泥岩和煤层夹矸的交界面位置,容易发生离层变形;两帮的裂隙发育区宽度分别为1.76 m和1.54 m.配巷的围岩变形破坏比较明显;③采用锚杆锚索支护后,配巷在迎头位置顶板裂隙发育区高度降低为1.17 m,锚杆支护能够有效控制顶板的变形,将裂隙区控制在泥岩范围内,保持上部煤层的完整性,提高煤岩组合顶板的主动承载能力;两帮煤体裂隙区宽度分别减小为0.44 m、0.41 m;锚杆支护能够有效控制配巷两帮的变形;④15103运输配巷围岩裂隙发育都未超过锚杆有效锚固长度,能够对巷道围岩形成稳定的主动承载结构,达到良好的支护效果。
4 煤岩复合顶板巷道支护参数优化
4.1 复合顶板巷道支护参数计算
根据15103运输配巷钻孔窥视得到的顶板结构特征和模拟的巷道围岩破坏特征,以高预应力实现主动支护、控制离层和利用深部坚硬K2石灰岩为原则对复合顶板巷道进行支护参数优化。
在锚网喷高预应力组合拱中,锚杆是支护的主体构件,它能与松动的围岩相互作用组成组合拱。按照组合拱理论对锚杆支护参数进行调整。
图7 组合拱参数计算图
锚杆有效长度:
(1)
式中:l为锚杆有效长度,m;b为组合拱厚度,m;a为锚杆间距,m;α为锚杆对破裂岩体的控制角,一般取45°.
首先要保证泥岩和煤层落在组合拱内形成预应力承载层,后期采用锚索将预应力承载层悬吊在深部坚硬岩层内。根据经验类比,选取锚杆间距a=900 mm,组合拱厚度b=2.1 m,最终计算得到锚杆长度l=3.0 m.因此,选择3 m的长锚杆并采用加长锚固的方式,可以最有效地阻止夹矸煤层在上下两个界面的离层,从而控制顶板稳定。
锚索应将锚杆支护形成的预应力承载结构与深部围岩相连,发挥深部围岩的承载能力,提高预应力承载结构的稳定性。图8为采用FLAC3D对不同顶板锚索长度的围岩预应力场分布的模拟结果。
图8 不同锚索长度的预应力场分布
由图8可知,在相同预应力条件下,长度为6 m的锚索形成的有效压应力区相互叠加形成整体,锚索的主动支护作用得到充分发挥,但锚索长度过短,锚固区厚度过小,不能保证顶板稳定。当锚索长度增加到8 m时,压应力区范围与厚度增加,锚索作用范围扩大,但锚索有效压应力区减小,尤其是锚索长度中上部有效压应力区明显收缩,主动支护效果差。最终确定顶板锚索合理长度为6.3 m,锚固端在顶板坚硬的K2石灰岩中。
4.2 复合顶板巷道支护参数的确定
西掌煤矿15103运输巷配巷沿煤层底板掘进,巷道断面宽×高=5 000 mm×3 500 mm,巷道支护断面如图9所示。
图9 15103运输巷配巷支护参数(单位:mm)
1) 顶板支护。顶锚杆:使用Φ20 mm×3 000 mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距为900 mm×1 100 mm,每排6根,顶部锚杆垂直于巷道顶板,两侧肩窝锚杆距离煤帮250 mm,顶锚杆采用加长锚固,每根锚杆用2支MSCK2335型树脂锚固剂和1支MSZ2360型树脂锚固剂锚固。顶板使用6眼钢筋钢带,钢带采用Φ10 mm螺纹钢制作,长5 000 mm,宽60 mm.顶板锚索使用Φ17.8 mm×6 300 mm的矿用锚索,采用“212”(第1排与第3排布置2根,第2排布置1根)布置方式,锚索垂直于巷道顶板,1排2根锚索时锚索间距为2 000 mm,锚索排距1 100 mm.
2) 两帮支护。两帮锚杆采用Φ20 mm×2 000 mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×1 100 mm,每排5根。锚杆垂直于帮部墙体。帮锚杆使用5眼钢筋钢带,并铺设金属网。
5 15103运输配巷控制效果
15103运输配巷掘进过程中,优化支护参数后巷道变形如图10所示。
图10 15103运输配巷围岩变形
由图10可知,巷道的变形量主要在距离迎头85 m范围内产生,巷道两帮变形量大于顶底板移近量,顶底板移近量最大为143 mm,两帮移近量最大为108 mm,巷道变形量较小,验证了支护参数的合理性。
6 结 语
1) 钻孔窥视测得15103运输巷配巷顶板泥岩厚度1.85~1.9 m,其次为煤层厚度0.8~0.9 m,再次上部为坚硬的K2石灰岩厚度大于4 m.夹矸煤层和上覆K2石灰岩的刚度相差较大,存在离层风险。
2) 15103运输巷配巷顶板使用Φ20 mm×3 000 mm锚杆加长锚固,配合Φ17.8 mm×6 300 mm的矿用锚索,可以最有效地阻止夹矸煤层在上下两个界面的离层,从而控制顶板稳定。
3) 优化支护参数后,15103运输配巷巷道两帮变形量大于顶底板移近量,顶底板移近量最大为143 mm,两帮移近量最大为108 mm,有效控制巷道围岩稳定。