張建斌
(1. 太原理工大學,山西 太原 030024;2. 山西晉城無煙煤礦業(yè)集團有限責任公司,山西 晉城 048000)
煤礦中的許多巷道尤其是煤巷的兩幫不僅強度低,大多還屬于裂隙體,甚至是破碎體,此時巷道圍巖的穩(wěn)定性狀況主要取決于兩幫巖體的變形、破壞等現(xiàn)象的發(fā)生和發(fā)展[1,2]。傳統(tǒng)的棚子支護存在著支架結構笨重、運輸量大、安裝勞動強度大、巷道斷面利用率低等缺點[3,4],而且不適應現(xiàn)代礦井大斷面巷道的穩(wěn)定性控制要求,更難以滿足大跨度開切眼的支護要求。因此,揭示錨固支護的本質機理、探索破碎圍巖條件下的錨固支護方法,是促進大斷面巷道圍巖穩(wěn)定控制理論技術進一步發(fā)展完善的重要工作[5,6]。
本文運用厚錨固板理論確定三溝鑫都煤礦巷道的錨固支護參數(shù),實現(xiàn)了破碎兩幫錨固支護參數(shù)的定量確定,解決了錨固結構適應大斷面破碎圍巖巷道的支護難題,使錨固支護技術突破了創(chuàng)痛觀念,不受巷道兩幫破碎區(qū)域大小的限制均可成功運用。
根據(jù)裂隙巖體及破碎巖體的力學特征,破碎兩幫錨桿支護宜采用擠壓加固和整體錨固相結合的支護方式。即通過錨、網(wǎng)等作用使兩幫形成具有一定承載能力的擠壓加固體。懸吊理論認為將巷道頂板較軟弱的巖層懸吊在上部穩(wěn)定的巖層上,增強較軟弱巖層的穩(wěn)定性。對于回采巷道經(jīng)常遇到的層狀巖體當巷道開掘后,直接頂因彎曲、變形與基本頂分離,如果錨桿及時將直接頂擠壓并懸吊在基本頂上,就能減小和限制直接頂?shù)南鲁梁碗x層,以達到支護的目的。由于兩幫破碎巖體的內(nèi)聚力很小或幾近喪失,故在其中形成的錨固體只能承受一定的擠壓和剪切作用,而不能承受明顯的拉伸作用。因此,兩幫錨固體應具有“厚板”的形狀特征,即錨固體的厚度與寬度之比要大于薄板厚寬比的上限(如圖1所示)。
1—巷道;2—幫錨桿;3—錨固力壓縮區(qū);4—錨固體;M—巷高;B—巷寬;t1—粘錨力積聚段長度;t2—錨固端錨桿影響區(qū)未重疊區(qū)厚度;t3—錨固體厚度;t4—錨尾端錨桿影響區(qū)未重疊區(qū)厚度;t5—外露長度圖1 厚板錨固結構示意圖
三溝鑫都煤礦2號煤層平均厚1.83 m,含0.2 m左右的泥巖夾矸,強度低、完整性差。其直接頂板為砂質泥巖、砂巖,厚約2.0 m左右,屬半堅硬級巖石,老頂為深灰色粉砂巖及砂巖,厚約10.0 m左右,巖石堅硬,頂板巖石硬度系數(shù)f為2~4.2,一般不易冒落;底板為灰黑色或深灰色泥巖和粉砂巖,屬軟級至半堅硬級巖石。
初采面開切眼斷面特征:矩形斷面,掘進斷面6.5 m×2.4 m =15.60 m2,凈斷面6.3 m×2.3 m=14.49 m2。
根據(jù)巖層條件分析,初采面開切眼頂板穩(wěn)定性較好,底板為軟弱巖層,但由于埋深錢,應力場水平低,所以底板穩(wěn)定性狀況也會處于較好狀態(tài)。而由于煤層強度低且破碎,選擇適宜的支護方式、確定恰當?shù)闹ёo參數(shù)將是巷道穩(wěn)定性控制效果優(yōu)劣的關鍵。
錨固支護參數(shù)主要包括錨固強度、錨桿間排距、錨桿長度和錨固長度等。以下依據(jù)厚板錨固理論確定初采面開切眼的各錨固參數(shù)。
根據(jù)開切眼的幾何形狀特征,頂板支護宜選用錨網(wǎng)支護方式:φ20左旋無筋螺紋鋼錨桿 + 菱形金屬網(wǎng) + φ15.24錨索。
1) 支護載荷分析
頂板載荷高度為:
式中,h——載荷高度,m;Σh——表面破裂層厚度,m;b——巷道跨度,m;k——兩幫支撐削弱系數(shù);h0——巷道高度,m。
頂板載荷集度(單位面積的載荷)q為:
q=hγ=1.54×27=41.67 kPa
式中,γ——頂板容重,kN/m3。
2) 頂板錨桿間、排距
頂板錨桿的間、排距為:
式中:F——錨桿錨固力;K——安全系數(shù)。
3) 頂板錨桿錨固長度的確定
根據(jù)頂板巖層錨固條件分析,錨固長度應不小于:
4) 頂板錨桿長度
根據(jù)載荷體的厚度要求,跨度為6.5 m的開切眼頂板錨桿最小長度為:
l=l1+l2+l3=0.1+1.54+0.6=2.24 m
式中,l1——錨桿外露長度,m;l2——載荷體高度,m;l3——深入穩(wěn)定結構中的最小長度,m。
5) 頂板錨索參數(shù)的確定
開切眼軸線方向單位長度內(nèi)的頂板載荷為:
Q=h×b×γ=270 kN
每米所需錨索數(shù)量為:
n=0.8Q/T=1.44(根/m)
依據(jù)以上分析結合開切眼斷面參數(shù),頂板錨固參數(shù)確定如下。
頂板錨桿:
錨桿規(guī)格:φ20×2200;
最小錨固長度:0.9 m;
間距:1.0 m;
排距:1.0 m;
設計錨固力:100 kN/根;
預緊力:50 kN/根(扭矩190 N·m);
頂板錨桿托盤:150 mm×150 mm×10 mm高強度鋼托盤;
頂板錨索:
錨索規(guī)格:φ15.24×7000;
錨固長度:1.2 m;
間距:1.6 m,排距:2.0 m;
設計錨固力:150 kN/根;
預緊力:100 kN/根;
頂板錨索托盤:200 mm×200 mm×15 mm。
3.2.1 巷幫錨固強度
依據(jù)載荷狀況確定開切眼兩幫錨固強度為:
=88.6(kPa)
其中,q為兩幫可承載錨固體所受載荷集度,即:
b′為巷道得力學等效跨度:
b′=6.5+2×2.4tg30°≈9.28(m)
t3為兩幫可承載錨固體的厚度。依據(jù)厚錨固板理論,t3為:
3.2.2 錨桿布置密度
依據(jù)錨固強度以及所選用錨桿規(guī)格型號,錨桿布置密度為:
若排距取1.0 m,則間距可取為1.0 m。
粘錨力積聚段長度t1為:
錨固端錨桿影響區(qū)未重疊區(qū)厚度t2為:
錨尾端錨桿影響區(qū)未重疊區(qū)厚度t4為:
3.2.3 錨桿長度
根據(jù)以上個段長度分析,錨桿總長度t為:
t=t1+t2+t3+t4+t5
=0.38+0.5+0.5+0.2+0.1=1.7 (m)
3.2.4 錨固長度
根據(jù)錨固強度及錨固條件,錨固長度t0為:
t0=2t1=0.76(m)
依據(jù)上述分析計算并結合開切眼實際幾何參數(shù)綜合考慮,兩幫錨固參數(shù)確定如下。
錨桿規(guī)格:φ20×1800;
錨桿間距:1.0 m;
錨桿排距:1.0 m;
錨固長度:0.9 m;
設計錨固力:80 kN/根;
預緊力:30 kN/根(扭矩115 N·m);
巷幫采用150 mm×150 mm×10 mm高強度鋼托盤,如圖2所示。
通過對開切眼圍巖變形觀測,掌握了三溝鑫都煤礦2#煤層首采面開切眼的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。
開切眼圍巖位移觀測結果如圖3所示。
觀測結果表明,開切眼掘出后的初期圍巖位移速度較快,然后逐漸趨于平穩(wěn)。總體看,頂板下沉在成巷160 h約7天后已基本趨于穩(wěn)定,兩幫位移在250 h約10天后基本趨于穩(wěn)定。
頂板總體下沉量不大,大多在40 mm以內(nèi);兩幫相對移近量大多在90 mm以內(nèi),說明開切眼支護效果良好,錨固方案合理。
根據(jù)相關地質力學特征對山西晉煤集團晉圣三溝鑫都煤業(yè)有限公司2#煤層首采工作面開切眼圍巖特性進行了分析,采用了適宜的錨固支護原理,確定了錨固支護方案及參數(shù)并進行了現(xiàn)場觀測研究。主要結論如下:
圖2 開切眼錨固支護斷面圖
圖3 開切眼錨固支護斷面圖
1) 三溝鑫都煤礦首采面開切眼頂板巖層屬典型的層狀結構,宜采用懸吊原理確定錨固支護參數(shù)。
2) 兩幫具有明顯的松軟破碎特征,宜采用大厚度錨固板理論為依據(jù)確定兩幫錨固支護參數(shù)。
3) 觀測結果表明,開切眼掘出后的初期圍巖位移速度較快,約10天后逐漸趨于平穩(wěn),且變形量不大。效果良好,說明開切眼所采用的錨固支護方案合理。
4) 實踐應用結果說明,錨固支護是一種適應
性較強的巷道支護方式,即使在兩幫松軟破碎條件下,只要依據(jù)合理的支護理論確定適宜的錨固支護參數(shù),依然可以獲得成功。
[1] 楊雙鎖. 回采巷道圍巖控制理論探討[J].煤炭學報,2010,35(11):1842-1853.
[2] 楊雙鎖.回采巷道圍巖控制理論及錨固結構支護原理[M]. 北京:煤炭工業(yè)出版社,2004.
[3] 侯朝炯,郭勵生,勾攀峰,等.煤巷錨桿支護[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1999.
[4] 王金華.我國煤巷錨桿支護技術新進展[J].煤炭學報,2007,32(2):113-118.
[5] 楊雙鎖.錨桿支護研究的總結與展望[J].2008,25(1): 41-45.
[6] 楊雙鎖,曹建平.錨桿受力演變機理及其與合理錨固長度的相關性[J].2010,27(1): 1-7.
[7] 侯朝炯,勾攀峰.巷道錨桿支護圍巖強度強化機理研究[J]. 巖石力學與工程學報,2000,19(03):365-368.
[8] 侯朝炯.煤巷錨桿支護的關鍵理論與技術[J].礦山壓力與頂板管理,2002, 19(1):2-5.