張永杰 柏建彪 李 磊 陳 軍 郭 剛 智慶國

(1.中國礦業(yè)大學(xué)煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇省徐州市,221008;2.貴州大方煤業(yè)有限公司,貴州省大方縣,551600;)

復(fù)合頂板松軟煤層巷道在圍巖應(yīng)力作用下表現(xiàn)為頂板極易離層、冒落,難以形成承載結(jié)構(gòu),兩幫強烈移近、片幫及整體下沉,導(dǎo)致復(fù)合頂板下沉而離層破壞,頂板、兩幫變形相互作用,形成惡性循環(huán)。該類回采巷道采用傳統(tǒng)支護方式如工字鋼支架、U型鋼可縮支架支護時不僅在掘進影響期間圍巖變形劇烈,而且在掘后較長時間內(nèi)難以趨于穩(wěn)定、變形量大,在服務(wù)期間需多次返修,巷道維護極為困難。

青龍煤礦主采16#煤層,該煤層單軸抗壓強度4～6 MPa,屬松軟煤層,11604工作面范圍內(nèi)16#煤層厚1.20～4.50 m,平均厚2.80 m,受工作面內(nèi)及運輸巷道外側(cè)近走向斷層的影響,煤層厚度局部發(fā)生變化。直接頂為4.8 m泥巖,薄層狀、含兩層煤線、遇水易膨脹,單軸抗壓強度為20～30 MPa。11604工作面軌道巷開掘后頂板就持續(xù)變形,頂板下沉量大,兩幫劇烈變形,并在局部形成高冒區(qū),給礦井安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重影響,為此,本文以復(fù)合頂板松軟煤層11604工作面軌道巷為研究對象,對該巷道的變形破壞原因與錨桿支護技術(shù)進行了研究。

1 原始支護失敗原因分析

青龍煤礦復(fù)合頂板松軟煤層11604工作面軌道巷原始錨桿支護失敗原因有以下幾點。

(1)預(yù)緊扭矩低。理論和實踐證明,保證錨桿有足夠的預(yù)拉力,才能使錨固范圍內(nèi)結(jié)構(gòu)面強度提高,真正實現(xiàn)主動支護。目前,我國煤礦錨桿預(yù)緊力主要是通過旋擰錨桿尾部螺母,使其壓緊托板來實現(xiàn)的。通常認(rèn)為錨桿預(yù)緊力與螺母預(yù)緊扭矩、螺紋規(guī)格及摩擦系數(shù)等因數(shù)之間有如下關(guān)系:

式中:p——錨桿預(yù)緊力,kN;

M——螺母預(yù)緊扭矩,N·m;

k0——螺母與錨桿螺紋間的滑動摩擦系數(shù);

k1——螺母與墊圈端面間的滑動摩擦系數(shù);

k2——考慮巖石完整性的修正系數(shù);

s——螺紋導(dǎo)程,mm;

d0——墊片內(nèi)徑,mm;

d2——螺紋中徑,mm;

D1——螺母端部有效接觸面外接圓直徑,mm。

若令

則錨桿預(yù)緊力與螺母預(yù)緊扭矩關(guān)系可表示為:

p=kM

現(xiàn)場預(yù)緊扭矩一般在50 N·m,另由煤礦支護手冊可知扭矩小于400 N·m的情況下,直徑22 mm的高強度螺紋鋼錨桿的k值一般為0.24,因此錨桿預(yù)緊力一般在12 kN,預(yù)緊力比較低,不能主動地阻止各巖層間的離層及層間錯動,復(fù)合頂板的整體強度和抗彎剛度低。

(2)復(fù)合頂板與松軟煤層強度低、穩(wěn)定性差,加上炮掘使頂板遭受多次破壞,頂板自穩(wěn)性比較差,隨掘隨冒,錨桿托盤與圍巖已不能有效接觸,失去主動支護作用。

(3)11604工作面軌道巷錨索間距過大,部分錨索托盤被壓開裂,甚至錨索桿體被拉斷,錨索已不能有效控制錨固區(qū)外的離層,復(fù)合頂板整體下沉甚至垮冒。

(4)11604工作面軌道巷所處區(qū)段斷層發(fā)育,構(gòu)造應(yīng)力影響較大,尤其在變坡點,復(fù)合頂板破碎,兩幫變形大,頂板易垮冒,11604工作面軌道巷一個變坡點發(fā)生大面積冒頂,形成高冒區(qū)。

2 復(fù)合頂板松軟煤層巷道圍巖控制原理及支護技術(shù)

(1)加強頂板支護控制圍巖變形。含數(shù)層軟弱夾層的復(fù)合頂板,各分層強度及剛度不等,分層之間粘結(jié)力小,易離層、冒落,難以形成整體共同承載,采用型鋼支護時,巷道維護困難,頂板成為載荷體傳遞到兩幫,使兩幫松軟煤體塑性區(qū)、破碎區(qū)范圍擴大,片幫嚴(yán)重。全長樹脂錨固高強錨桿應(yīng)力、應(yīng)變沿錨桿長度方向分布極不均勻,離層和滑動大的部位錨桿受力很大,桿體受力對圍巖變形和離層很敏感,能及時抑制復(fù)合頂板離層與滑動,而能否有效控制復(fù)合頂板的早期離層下沉正是復(fù)合頂板支護成敗的關(guān)鍵。全長樹脂錨固高強錨桿將復(fù)合頂板層疊巖層錨固成整體,形成組合梁,高強度能有效阻止復(fù)合頂板沿弱面錯動,從而將復(fù)合頂板由載荷體變?yōu)槌休d體。采用非線性有限差分軟件FLAC 3.3數(shù)值計算表明:復(fù)合頂板極軟煤層巷道兩幫有效支護時,隨著頂板支護強度提高,巷道圍巖變形量顯著減少,如圖1所示。頂板支護強度σ與頂錨桿預(yù)緊力p有以下關(guān)系:

由式(3)可知,支護強度和預(yù)緊力呈線性關(guān)系。提高預(yù)緊力,可以增加支護強度,進而控制頂板早期的大變形,防止復(fù)合頂板層狀巖層過早離層而層層脫離甚至垮冒。

圖1 巷道表面位移與支護強度關(guān)系曲線

(2)加固兩幫保持圍巖穩(wěn)定。松軟煤層巷道兩幫煤體強度遠小于頂?shù)装鍘r層強度,是巷道圍巖承載結(jié)構(gòu)中的薄弱部位,極易破壞而喪失支撐能力。對于矩形斷面煤層巷道,開掘后,巷道頂?shù)装逯谐霈F(xiàn)了范圍較大的卸壓區(qū),即垂直應(yīng)力降低區(qū),而巷道兩幫為垂直應(yīng)力增高區(qū),圍巖塑性區(qū)和破碎區(qū)首先向兩幫深部發(fā)展。因此如何提高兩幫支護強度和煤體殘余強度,進而控制兩幫破壞區(qū)、塑性區(qū)的進一步發(fā)展,增強兩幫對頂板的支撐成為控制復(fù)合頂板松軟煤層巷道圍巖大變形的另一個關(guān)鍵。

采用高強錨桿加固兩幫后,一是可以提高圍巖結(jié)構(gòu)面力學(xué)參數(shù),尤其是使圍巖內(nèi)摩擦角和粘聚力有顯著的提高,進而提高圍巖的峰值強度和殘余強度,使圍巖破碎區(qū)和塑性區(qū)向兩幫深部擴散明顯減小,并且使兩幫煤體由單向或兩向應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槿驊?yīng)力狀態(tài),提高其承載能力,錨固體強度可按下式計算:

式中:σ3m——錨桿提供的軸向力,MPa;

σ1——錨固體極限強度,MPa;

σ1＊——錨固體殘余強度,MPa;

C——錨固體極限強度時的內(nèi)聚力,MPa;

經(jīng)引物ITS1單向測序獲得橡木芋螺ITS部分序列為624 bp，將該序列在NCBI數(shù)據(jù)庫中(http://www.ncbi.nlm.nih.gov/)用BLAST進行同源檢測，以確認(rèn)所測序列ITS區(qū)的正確性。比對結(jié)果與Genebank中的已有其他芋螺ITS序列匹配度為83%，說明芋螺種間ITS存在差異，可以用于研究芋螺種間遺傳多樣性。

φ——錨固體極限強度時的內(nèi)摩擦角,(°);

C＊——錨固體殘余強度時內(nèi)聚力,MPa;

φ＊——錨固體殘余強度內(nèi)摩擦角,(°)。

由式(4)和(5)可見,σ1＊和σ1隨著σ3m、C、φ、C＊和φ＊的提高而提高,尤其是σ3m的提高對圍巖強度提高影響更為顯著,因此采用高強錨桿可顯著提高圍巖強度,提高圍巖承載能力。

二是加固兩幫后,應(yīng)力峰值向幫側(cè)移動,頂?shù)装宓墓潭s束端也向開挖臨空區(qū)方向收縮,相當(dāng)于減少了發(fā)生頂板下沉和底鼓巖層的實際寬度,而通過頂板下沉和底鼓的力學(xué)推導(dǎo)發(fā)現(xiàn)頂板下沉量Δh和頂板下沉巖層板寬Δh1成Δh∝(Δh1)4關(guān)系,底鼓量Δl和底鼓巖層板寬Δl1成Δl∝(Δl1)4關(guān)系,因而加固兩幫可以減小頂板的下沉量和底鼓量。

(3)加固幫角控制圍巖變形。復(fù)合頂板松軟煤巷頂?shù)装鍘r體強度普遍偏低,在兩幫高應(yīng)力的擠壓下,很容易產(chǎn)生向開挖臨空區(qū)的塑性流動,形成多條剪切滑移線。通過在頂角和底角處打剛性注漿錨桿,可以起到加固巷道底角減小底鼓量的效果。

(4)噴漿防風(fēng)化。復(fù)合頂板為層疊巖層,巷道開掘后,直接頂迅速風(fēng)化、破碎,頂板網(wǎng)兜數(shù)量眾多,不得不放下部分懸矸,部分錨桿托盤懸空,以致錨桿支護失效,部分錨索拉斷,成為巷道內(nèi)的冒頂隱患區(qū)域,甚至有些地段還發(fā)生冒頂事故,因此應(yīng)及時噴漿封閉圍巖,防止復(fù)合頂板進一步惡化。

3 工程實踐

3.1 支護方案及參數(shù)

結(jié)合前支護失敗原因分析和提出的復(fù)合頂板松軟煤巷變形的控制原理以及錨桿支護技術(shù)分析,初選多種支護方案,運用非線性有限差分軟件FLAC3D進行數(shù)值模擬分析比較,分析各種支護方案對巷道圍巖變形控制效果,根據(jù)控制圍巖效果好、支護成本低、施工速度快的原則,確定了11604工作面軌道巷的錨桿支護方案,數(shù)值計算模型如圖2所示。

圖2 數(shù)值模擬計算圖

(1)頂板支護。采用樹脂全長錨固高強螺紋鋼錨桿支護,錨桿規(guī)格?22 mm×2400 mm,間排距均為900 mm,配合金屬網(wǎng)和W鋼帶作輔助支護,采用氣動扳手預(yù)緊,預(yù)緊扭矩為300 N·m,為了保證足夠的預(yù)緊力,減磨墊圈采用1010尼龍墊圈,1010尼龍墊圈的壓延性好,在螺母擰緊的過程中被擠壓成連續(xù)的薄片,最后形成碗狀,始終起動減磨作用?？紤]到復(fù)合頂板厚4.8 m,錨桿不能將復(fù)合頂板錨固到頂板深部穩(wěn)定的巖層中和現(xiàn)場發(fā)現(xiàn)部分錨索托盤開裂等情況,采用高預(yù)緊力錨索和加大錨索密度來加強支護,錨索直徑17.8 mm,長7.8 m,間距2400 mm,排距1800 mm,配件采用400 mm長的18號槽鋼一塊、100 mm×100 mm×8 mm的鋼板一塊、鎖具一個,采用3支直徑23 mm、長度600 mm樹脂藥卷錨固,孔底一支為雙速,外面兩支為中速。

(2)兩幫支護。采用高強螺紋鋼錨桿支護,錨桿規(guī)格?22 mm×2200 mm,錨固長度1 m,間距800 mm,排距900 mm。

(3)幫角加固。兩幫角錨桿與巷道水平呈20°夾角,離頂角200 mm,在分解上覆巖層壓力的同時,防止因角度過大而被巖層間的水平錯動剪斷。頂板最靠近幫的兩根錨桿與巷道鉛直方向呈20°夾角,離頂角線200 mm,在分解兩幫壓力的同時防止因角度過大而錨固的深度不夠。兩底角錨桿采用?43 mm×1800 mm管縫式錨桿,插入?22 mm鋼筋后,高壓注漿。巷道支護參數(shù)如圖3所示。

圖3 11604工作面軌道巷支護參數(shù)

(4)噴漿加固。噴漿材料采用普通硅酸鹽水泥、粒徑5～15 mm石子和中細砂子,其配合質(zhì)量比為1∶2∶2,水灰體積比1∶2.22,速凝劑為水泥用量的5%,噴漿時用鐵勺均勻加入。安裝完頂錨桿后,初噴頂板,厚度30 mm,接著噴兩幫,厚度30 mm,最后打幫錨桿。當(dāng)初噴的噴層出現(xiàn)裂痕并繼續(xù)擴大時,進行復(fù)噴,復(fù)噴厚度為50 mm。噴漿時水壓控制在0.3～0.4 MPa,風(fēng)壓控制在0.2～0.3 MPa。初噴要求能封閉圍巖,復(fù)噴要求能封閉裂隙。

3.2 支護效果

11604工作面軌道巷采用上述支護方案后,圍巖變形量見圖4。由圖4可知,掘進影響期較短,為7 d左右,掘進影響期間頂?shù)装逡平?8 mm,兩幫移近119 m,掘后第7 d進行復(fù)噴,頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平俣让黠@減少,分別由第6 d的4 mm/d、3 mm/d降至第7～9 d的1 mm/d,并迅速穩(wěn)定,穩(wěn)定在0.5 mm/d,從掘進到綜采支架安裝期間,頂?shù)装逡平?9 mm,兩幫移近158 mm,圍巖控制效果好。另外,通過對錨桿軸力監(jiān)測(見圖5)并與標(biāo)定曲線(見圖6)對比可知,頂錨桿的最大荷載為78 kN,幫錨桿的最大荷載46 kN,而錨桿的屈服強度一般為110～120 kN,錨桿還有很大的承載空間。因此采用高預(yù)緊力高強全長樹脂藥卷錨固錨桿支護和錨索、幫角加固、噴漿加固等措施加強支護,能有效地控制復(fù)合頂板大變形和早期離層,維護效果好。

4 結(jié)論

(1)復(fù)合頂板為層疊巖層,層疊巖層易風(fēng)化破碎,早期離層大,頂板易垮冒,控制復(fù)合頂板早期離層是復(fù)合頂板支護的關(guān)鍵。通過噴漿來封閉圍巖,防止圍巖條件進一步惡化,同時通過高預(yù)緊力增加支護強度,有效地控制了頂板早期的大變形。

(2)增強兩幫對頂板的支撐成為控制復(fù)合頂板松軟煤層巷道圍巖大變形的另一個關(guān)鍵,復(fù)合頂板松軟煤層巷道頂板和兩幫相互影響、相互作用,其中任一方失穩(wěn),必然導(dǎo)致巷道圍巖整體失穩(wěn),兩者支護控制同等重要。

(3)高強樹脂全長錨固錨桿提高了復(fù)合頂板的結(jié)構(gòu)面強度,從而控制復(fù)合頂板的離層。增強可拉伸錨桿可提高兩幫煤體殘余強度和峰值強度,進而控制兩幫破壞區(qū)、塑性區(qū)的發(fā)展。

(4)對復(fù)合頂板松軟煤層巷道頂?shù)捉鞘┘觿傂藻^桿,在提高頂?shù)捉羌羟袕姸鹊耐瑫r將上覆巖層壓應(yīng)力分解為沿錨桿軸向和垂直錨桿的徑向分力,削弱傳遞到兩幫和底板上的作用力,減小了頂板下沉和底鼓。

(5)貴州青龍礦11604工作面軌道巷,掘進期間,頂?shù)装逡平?9 mm,兩幫移近158 mm,取得了良好的支護效果。

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