摘要:为实现深部开采复合顶板巷道围岩变形有效控制,以7503运输巷为研究对象,在分析运输巷地质条件及复合顶板条件下围岩变形特征的基础上,针对性地提出巷道支护技术方案并进行工程应用。运输巷顶板采用高预紧力长短锚索、金属网、工字钢梁支护方式,提高复合顶板整体承载能力及抗变形能力;巷帮采用锚杆、金属网及W钢带支护方式。工程应用后,7503运输巷在支护完成50 d后围岩变形量逐渐稳定,其中顶底板、巷帮变形量分别稳定在57 mm、83 mm,围岩变形量整体较小,可满足巷道后续使用需要。
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复合顶板中含有1层或多层软岩夹层,具有力学性质差、强度低等特点,复合顶板各夹层容易出现离层、错动等变形,导致顶板变形量大、控制难度较高[1-2]。随着机械化开采水平的不断提升,矿井巷道断面及采深等均不断增加,当深部开采大断面巷道顶板为复合顶板时,会进一步增大顶板控制难度,严重时甚至出现冒顶、顶板支护体系失效等问题[3-4]。为此,众多的学者及技术人员对深度开采复合顶板巷道围岩控制技术展开研究。孙淼[5]提出采用高强锚杆、恒阻锚索、预应力锚索、钢筋梯子梁组合方式控制复合顶板巷道变形,在余吾矿N1103胶带巷中取得较好应用效果;梁斌峰[6]在分析新景矿15219回采巷道在复合顶板条件下变形破坏机理的基础上,提出综合锚杆、单体锚索、金属网、桁架锚索方式控制围岩变形,现场应用后该支护技术可有效控制复合顶板巷道围岩变形;宋鹏飞[7]提出通过优化巷道帮布置断面、深浅耦合注浆方式控制复合顶板巷道变形,并依据寺河矿W2307回风巷现场条件给出复合顶板围岩控制技术方案,现场应用后,回风巷顶底板、两帮位移量分别控制在82.2 mm、49.5 mm以内,确保了复合顶板围岩稳定。上述众多研究成果表明,提升围岩支护强度、强化围岩承载能力是实现复合顶板巷道围岩变形控制的有效措施。文章借鉴以往研究成果,以山西某矿7503运输巷围岩控制为工程背景,在分析运输巷地质条件及复合顶板巷道围岩变形特征的基础上,提出采用长短锚索组合方式控制顶板变形,从而实现复合顶板变形有效控制。
1、工程概况
山西某矿7503工作面位于+450 m水平南五采区 ,采面北侧为回采完毕的7501采空区、南侧为圈定的7505工作面、东侧为采区集中巷道保护煤柱、西侧为回风井及工业广场保护煤柱。7503工作面走向、倾向设计长度分别为2 540 m、215 m, 采用综采开采工艺,全部垮落法管理顶板。工作面回采的7号煤层为矿井主采煤层之一,赋存较为稳定,煤厚2.7~5.4 m、均值3.5 m, 倾角0°~9°,煤层埋深均值为490 m.7号煤层顶底板以泥岩、砂岩为主,具体岩性参数如表1所示。
表1 7号煤层顶底板岩性参数
7503运输巷沿着回采的7号煤层底板掘进,巷道设计为矩形断面,巷宽×巷高=5.5 m×3.5 m, 由于7号煤层直接顶为砂质泥岩及粗砂岩互层,为典型的复合顶板,加之巷道埋深均值达到490 m, 埋深较大,运输巷在围岩控制期间容易出现顶板下沉量大、离层严重甚至出现冒顶等风险,为确保复合顶板巷道围岩变形有效控制,需结合7503运输巷现场实际情况针对性提出围岩控制技术方案。
2、复合顶板巷道围岩控制技术
2.1 复合顶板巷道围岩变形特征
7503运输巷直接顶为砂质泥岩及粗砂岩互层的复合顶板,各岩层间硬度差异较大且层间粘结力较差,岩层容易出现较大离层;同时由于复合顶板各层间力学性质存在较大差异,在掘进扰动及围岩应力重新分布过程中更容易出现失稳破坏。具体复合顶板巷道围岩变形特征为:
1) 顶板变形严重。复合顶板由不同岩性的岩层组成,各层间岩性差异较大、内摩擦角较小,容易出现水平错动甚至诱发滑移失稳情况;同时各层间裂隙发育、离层,容易对上层岩层失去支撑,导致顶板下沉量较大。在有锚杆支护区域内,锚杆与岩体共同作用控制载荷影响、减少变形量,但是当复合顶板破坏区域超过锚杆支护区域时,锚杆支护体系围岩控制效果显著降低,引起顶板离层、围岩失稳破坏。
2) 围岩破坏程度较大。复合顶板巷道围岩强度普遍较低、破坏范围较大,在顶板裂隙发育区或断层、褶曲等地质构造发育区内,复合顶板承载能力会进一步降低、围岩破坏程度增大,严重时甚至出现冒顶、巷帮片帮、支护体系失效等情况。
3) 底鼓严重。当复合顶板出现滑移破坏、离层失稳等情况时,顶板上覆载荷会经巷帮传递到底板,底板在较大载荷作用下容易出现底鼓问题。同时矿井在巷道围岩支护时重点常放在顶板、巷帮,未对底板进行加固,当出现严重底鼓时需要耗费大量资源对底板进行修整。
2.2 复合顶板围岩控制方案
根据上述复合顶板巷道围岩变形特征及类似其他巷道围岩控制经验,结合7503运输巷现场地质条件,提出采用长短锚索结合方式控制顶板变形、通过锚杆控制巷帮变形,并对锚杆及锚索施加较大的预紧力,提高围岩控制效果。具体支护设计参数为:
1) 顶板用短锚索(Φ17.8mm×4 000 mm)、长锚索(Φ17.8 mm×7 200 mm)、金属网及工字钢梁组合方式进行支护;顶板一排布置7根短锚索,间排距为800 mm×800 mm, 短锚索配合工字钢梁使用,靠近巷帮的2根短锚索有15°外插角,其余的5根锚索均垂直顶板;在两排短锚索间布置2根长锚索强化支护,间排距为2 400 mm×1 600 mm, 垂直顶板布置,长锚索采用工字钢梁连接,提高护表能力;长短锚索均配套使用300 mm×300 mm×16 mm的拱形钢托盘,施加的预紧扭矩均在400 N·m以上。
2) 巷帮用锚杆(Φ22mm×2 200 mm螺纹钢)、金属网及W钢带进行支护,一排布置4根锚杆,靠近顶底板的2根锚杆有15°外插角,中部的2根锚杆垂直巷帮布置,锚杆间排距为800 mm×800 mm, 配套使用150 mm×150 mm×10 mm的钢垫片,施加的预紧扭矩控制在200 N·m以上。
3) 顶板及巷帮均铺设由Φ8mm镀锌铁丝编制的金属网,网孔为50 mm×50 mm, 长×宽=5 800 mm×1 100 mm.7503运输巷支护设计图如图1所示。
图1 运输巷支护设计图(单位:mm)
2.3 工程应用效果分析
复合顶板围岩控制效果最为直观的参数为围岩变形量、锚杆及锚索是否失效等。为此,在7503运输巷内按照50 m间隔布置测站,监测顶板锚索、巷帮锚杆受力情况及围岩变形、顶板离层情况。现场监测到顶板锚索受力在支护初期快速增加,随后逐渐稳定到205 kN左右,未发现锚索失效情况;巷帮锚杆受力稳定在65~80 kN,受力较为稳定;顶板锚索及巷帮锚杆受力均在安全范围内,远未接近极限载荷,表明锚索及锚杆支护效果较好。在测站顶板及巷帮中部位置布置测点监测运输巷表面位移、顶板离层情况,离层监测范围为顶板上覆1~6 m, 具体7503运输巷围岩变形监测结果如图2所示。
图2 运输巷围岩变形监测结果
1) 在运输巷完成支护后的10 d内,表面围岩变形量增加速度较快,其中顶底板、巷帮变形量分别增至38 mm、50 mm; 支护完成10~50 d期间,运输巷围岩位移缓慢增加,支护完成50 d后运输巷围岩变形量逐渐趋于稳定,其中顶底板、巷帮变形量分别稳定在57 mm、83 mm, 如图2(a)所示。
2) 在运输巷完成支护后的10 d内,顶板不同深部岩层变形量均呈快速增加趋势,其中距离顶板1 m位置测点变形量最大;支护完成10~60 d, 顶板岩层变形量前期快速增加,后期逐渐稳定;支护完成60 d后,顶板岩层变形量逐渐趋于稳定,变形量基本不再增加;在整个监测期间顶板岩层位移量呈现浅部变形量大、深部变形量小的趋势,其中顶板上覆1 m位置岩层变形量最大为66 mm、顶板上覆6 m位置岩层变形量最大为4 mm, 如图2(b)所示。
3) 从运输巷围岩变形监测结果看出,巷道浅部围岩及顶板岩层变形量均在合理范围内,未出现顶板冒落、网兜或者岩层大范围离层情况,表明现场使用的支护方案效果显著,可有效控制复合顶板巷道围岩变形。
3、结 语
1) 7503运输巷顶板为典型的复合顶板,在地应力、顶板承载能力差及掘进扰动等多因素影响下容易出现顶板离层量及变形量大、巷帮变形严重等问题。为此,在分析7503运输巷现场实际条件的基础上,采用全锚索方式对运输巷顶板进行支护。
2) 现场应用后,7503运输巷围岩顶底板、巷帮变形量分别稳定在57 mm、83 mm, 围岩变形在允许范围内;顶板深部岩层离层量较小,顶板上覆1 m位置岩层变形量最大为66 mm、顶板上覆6 m位置岩层变形量最大为4 mm.现场采用的围岩支护措施效果显著,可有效控制7503运输巷复合顶板条件下围岩控制困难问题。
参考文献:
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[5]孙淼.破碎复合型顶板巷道支护参数优化与围岩控制方法[J].煤矿现代化,2024,33(3):90-94,99.
[6]梁斌峰.复合顶板松软煤层巷道变形机理及支护技术研究[J].煤矿现代化,2024,33(3):5-8.
[7]宋鹏飞.寺河煤矿复合顶板巷道支护技术研究与应用[J].山西能源学院学报,2024,37(1):23-25.
文章来源:刘骏.深部开采复合顶板巷道围岩支护技术研究[J].煤,2024,33(12):67-69.
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