劉秦嶺

(河南能源化工集團(tuán)義煤公司)

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高應(yīng)力沖擊地壓礦井煤巷錨網(wǎng)索支護(hù)技術(shù)

劉秦嶺

(河南能源化工集團(tuán)義煤公司)

摘要耿村煤礦煤層厚度大、礦井壓力大、沖擊傾向性高，導(dǎo)致裂隙由淺部向深部發(fā)展，破壞了圍巖體的完整性及其承載能力，導(dǎo)致巷道原支護(hù)效果較差。為此，采用科學(xué)的動態(tài)信息設(shè)計(jì)法提出了新的設(shè)計(jì)方案，對間排距、錨桿(索)規(guī)格、錨桿預(yù)緊力、錨索張拉力、錨桿(索)錨固力及36U型棚棚距等支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化，并進(jìn)行了現(xiàn)場礦壓監(jiān)測，取得了良好的支護(hù)效果，對于特厚煤層高應(yīng)力巷道圍巖控制有一定的參考價值。

關(guān)鍵詞高應(yīng)力沖擊地壓錨網(wǎng)索支護(hù)支護(hù)參數(shù)

河南能源化工集團(tuán)義煤公司沖擊地壓礦井一般采用錨網(wǎng)索+36U型棚+單體液壓支柱的復(fù)合支護(hù)方式掘進(jìn)煤巷，回采期間增加液壓抬棚或巷道支架，錨桿間排距700 mm×700 mm，36U型棚棚距700 mm。在該復(fù)合支護(hù)方式下，巷道礦壓顯現(xiàn)明顯，煤巖體變形嚴(yán)重，回采工作面下巷比上巷嚴(yán)重，部分巷道兩幫最大變形量超過3 m，底鼓超過2 m，多處36U型棚變形破壞，已掘巷道多處、多次擴(kuò)修，巷道變形嚴(yán)重，導(dǎo)致回采巷道掘進(jìn)斷面非常大。因此，有必要對特厚煤層高應(yīng)力沖擊礦區(qū)巷道支護(hù)技術(shù)進(jìn)行研究。

1礦井概況

耿村煤礦13230工作面位于東三采區(qū)皮帶下山東側(cè)，東至耿村煤礦邊界，北側(cè)為已回采結(jié)束的東區(qū)13210工作面。13210工作面于 2012年6月開始回采，2014年2月回采完畢，南部為未開采的2-3煤實(shí)體。13230上巷地面標(biāo)高+625～+647 m，工作面標(biāo)高+45～+8 m，最大埋深580 m，13230上巷沿13210采空邊緣掘進(jìn)，與13210采空區(qū)之間凈保護(hù)煤柱寬6～8 m，沿2-3煤底板留底煤厚約2 m掘進(jìn)，巷道掘進(jìn)斷面為三心拱形，掘進(jìn)寬7 500 mm，高4 600 mm，長1 088 m。13230上巷布置如圖1所示。

13230工作面所處煤層為2-3煤，煤層平均厚10.2m，煤層傾角11°～13°，黑色，成分以暗煤為主，瀝青光澤，條帶狀構(gòu)造，內(nèi)生裂隙發(fā)育，裂隙被方解石脈充填，上部煤質(zhì)較好，下部次之，灰分較高，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含夾矸3～5 層，巖性為泥巖及粉砂質(zhì)泥巖，不穩(wěn)定，平均厚 0.8 m。2-3煤無偽頂，直接頂為灰黑色、黑色泥巖，平均厚 31.5 m，具隱蔽水平層理，含少量動植物化石碎片，致密堅(jiān)硬，含云母碎片及黃鐵礦結(jié)核，泥巖之上為粉砂巖、中粒砂巖、泥巖互層；煤層直接底為灰色泥巖，平均厚1.5 m，老底為灰色、黑灰色細(xì)砂巖與粉砂巖互層，平均厚12.5 m，主要成分為石英、長石。13230工作面平均采深 622 m，煤層頂部存在巨厚礫巖層，礫巖層厚約380 m，與煤層層間距240 m，處于沖擊地壓危險區(qū)域。13230上巷掘巷過程中進(jìn)行放炮卸壓、鉆孔卸壓及煤層注水卸壓。2-3煤頂?shù)装鍑鷰r巖性見圖2。

圖1　13230上巷布置

圖2　13230上巷頂?shù)装鍑鷰r狀況

213230上巷支護(hù)方案設(shè)計(jì)

2.113230上巷原支護(hù)方案

13230上巷掘進(jìn)183 m后巷道使用的36U型棚尺寸(凈寬×凈高)由6.6 m×4.65 m變更為6.2 m×4.15 m，原設(shè)計(jì)13230上巷采用全斷面錨網(wǎng)索+36U棚復(fù)合支護(hù)方式，兩幫讓壓距500 mm，頂板讓壓距300 mm。錨桿為直徑22 mm、長2 500 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距700 mm×700 mm，每排19根錨桿，錨桿托板為拱形托板，配合球墊使用，錨索為直徑17.8 mm、長8 000 mm 錨索，錨索采用“4-5-4”布置形式，布置的5根錨索間距1 200 mm，布置的4根錨索間距1 500 mm，排距1 800 mm，錨索托板采用廢36U型棚壓平加工而成，規(guī)格450 mm×312 mm×16 mm，設(shè)計(jì)錨索承載力為200 kN，設(shè)計(jì)初始張拉值為承載力的50%～60%，最小值不得小于設(shè)計(jì)張拉值的90%。錨桿錨固力不小于100 kN，錨桿扭矩不小于150 N·m，在錨網(wǎng)索支護(hù)的基礎(chǔ)增加了36U型棚，36U型棚間距700 mm。13230上巷原支護(hù)方案如圖3所示。

圖3　13230上巷原支護(hù)設(shè)計(jì)(單位：mm)

2.213230上巷支護(hù)參數(shù)模擬分析

針對13230上巷的生產(chǎn)地質(zhì)條件，采用大型數(shù)值計(jì)算軟件FLAC3D[1-2]分析13230上巷掘進(jìn)和工作面回采過程中煤巖體的應(yīng)力、位移和塑性破壞區(qū)的變化規(guī)律，研究不同支護(hù)方案下巷道的變形特征，確定13230上巷主要支護(hù)參數(shù)。為掌握13210工作面回采后煤巖體應(yīng)力的分布情況及不同支護(hù)方案下13230上巷圍巖的變形狀況，設(shè)計(jì)了2種模擬方案：①原支護(hù)方案下掘進(jìn)與回采期間巷道圍巖受力、變形及破壞情況。②新支護(hù)方案下排距分別為700，900，1 100 mm時，掘進(jìn)及回采期間圍巖應(yīng)力、位移、塑性區(qū)、錨桿錨索受力情況。新支護(hù)方案中錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距 950 mm，每排14根錨桿，錨索材料為φ18.9 mm、1×7 股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，拱頂錨索長6 300 mm，兩幫錨索長4 300 mm，拱頂錨索間距均為1 900 mm，幫錨索與底板垂直距離為500 mm。

建模過程中針對耿村煤礦現(xiàn)場實(shí)際工程地質(zhì)狀況，坐標(biāo)系采用直角坐標(biāo)系(XOY平面取為水平面，Z軸取鉛直方向，向上為正)。取13230上巷斷面左下腳點(diǎn)為坐標(biāo)原點(diǎn)，水平向右為X軸正方向，沿巷道方向垂直向內(nèi)為Y軸正方向，垂直向上為Z軸正方向，重力方向沿Z軸負(fù)方向。三維模型的邊界條件：四周采用鉸支，底部采用固支，上部為自由邊界。初始應(yīng)力按地質(zhì)力學(xué)實(shí)測數(shù)據(jù)進(jìn)行施加：最大水平主應(yīng)力14.84 MPa，最大垂直應(yīng)力15.55 MPa。巷道斷面及位置分布數(shù)值模型見圖4，新支護(hù)方案下錨桿與U型鋼架棚支護(hù)結(jié)構(gòu)沿巷道斷面分布見圖5。

圖4　巷道斷面積位置分布數(shù)值模型

圖5　錨桿與U型鋼架棚支護(hù)結(jié)構(gòu)沿巷道斷面分布

13230巷道掘進(jìn)后巷道圍巖垂直應(yīng)力集中區(qū)域分布于巷道兩幫，尤其是靠近采空區(qū)一側(cè)的中下部位置；水平應(yīng)力集中區(qū)域主要分布于巷道拱頂位置，尤其是靠近13230工作面一側(cè)的拱頂處水平應(yīng)力集中程度較高。采用原支護(hù)方案時，巷道圍巖最大垂直應(yīng)力158.13 MPa，最大水平應(yīng)力74.98 MPa。采用新支護(hù)方案后，錨桿排距70 mm時，巷道圍巖最大垂直應(yīng)力131.3 MPa，最大水平應(yīng)力62.1 MPa；錨桿排距900 mm時，巷道圍巖最大垂直應(yīng)力135.96 MPa，最大水平應(yīng)力64.44 MPa；錨桿排距1 100 mm 時，巷道圍巖最大垂直應(yīng)力148.92 MPa，最大水平應(yīng)力69.17 MPa。

對于原支護(hù)方案，由于錨桿與錨索預(yù)緊力較低，錨桿與錨索受力較小，最大受力67.72 kN；新支護(hù)方案(排距900 mm)由于預(yù)緊力的大幅提高，錨桿與錨索受力較大，最大受力達(dá)226.9 kN?？梢姡桨赶驴拷鼉蓚?cè)錨桿受力大于拱頂錨桿受力，靠近采空區(qū)一側(cè)錨桿與錨索受力大于靠近實(shí)體煤一側(cè)；新支護(hù)方案(排距900 mm)下錨桿與錨索受力較均勻，錨桿與錨索受力均較大，對巷道圍巖的加固作用較明顯。

2.313230上巷支護(hù)方案

結(jié)合數(shù)值模擬分析結(jié)果，顧及到巷道的生產(chǎn)要求和巷道圍巖變形的預(yù)留量，設(shè)計(jì)13230上巷斷面為三心拱形，掘進(jìn)寬度7.5 m，掘進(jìn)高度4.6 m。經(jīng)數(shù)值模擬分析并結(jié)合工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)，確定13230上巷采用高預(yù)應(yīng)力錨桿錨索組合支護(hù)方案[3-4]。

(1)頂板支護(hù)。桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋，鋼號BHRB335號，長2.4 m，桿尾螺紋為M24。W鋼護(hù)板厚5 mm，寬280 mm，長450 mm，高度不低于25 mm。采用雙層經(jīng)緯網(wǎng)護(hù)頂，經(jīng)緯網(wǎng)材料為10#鐵絲，網(wǎng)孔規(guī)格40 mm×40 mm，網(wǎng)片規(guī)格4 000 mm×1 000 mm，采用16#鉛絲聯(lián)接，雙絲雙扣梳辮法孔孔相連。錨桿排距900 mm，間距950 mm，拱頂每排布置10根錨桿，錨桿預(yù)緊扭矩300～500 N·m。錨索材料為φ18.9 mm、1×7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長6 300，4 300 mm。每2排錨桿打設(shè)5根錨索，錨索間距2 850，1 900 mm，排距1 800 mm，要求錨索初始張拉力不小于260 kN，預(yù)緊力損失后不小于200 kN。

(2)巷幫支護(hù)。桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼筋，鋼號BHRB335號，長2.4 m，桿尾螺紋為M24。W鋼護(hù)板厚5 mm，寬280 mm，長450 mm，高度不低于25 mm。采用雙層經(jīng)緯網(wǎng)護(hù)頂，經(jīng)緯網(wǎng)材料為10#鐵絲，網(wǎng)孔規(guī)格40 mm×40 mm，網(wǎng)片規(guī)格4 000 mm×1 000 mm，采用16#鉛絲聯(lián)接，雙絲雙扣梳辮法孔孔相連。錨桿排距900 mm，每排每幫2根錨桿，間距950 mm，錨桿預(yù)緊扭矩300～500 N·m。錨索材料為φ18.9 mm、1×7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長4 300 mm，每幫每2排錨桿打設(shè)1根錨索，錨索與底板垂直距離500 mm，排距1 800 mm，錨索初始張拉力不小于260 kN，預(yù)緊力損失后不小于200 kN。

3工程應(yīng)用

13230工作面上巷試驗(yàn)巷道段自巷道340 m處開始。試驗(yàn)共設(shè)置2個綜合礦壓測站，掘進(jìn)工作面向前掘進(jìn)100 m安裝第1個測站，掘進(jìn)300 m安裝第2個測站。每個測站包括2個巷道表面位移監(jiān)測斷面，1個頂板離層監(jiān)測斷面，1個錨桿受力監(jiān)測斷面，1個錨索受力測站和1個巷道圍巖深部多點(diǎn)位移測站。

3.1頂板離層

由頂板離層儀讀數(shù)可知，巷道掘進(jìn)時當(dāng)測站與掘進(jìn)工作面的距離超過約20 m后，頂板下沉量達(dá)到穩(wěn)定，其中淺部離層達(dá)90～100 mm，深部離層約10～30 mm，可見頂板離層主要集中于淺部圍巖，深部圍巖離層量不大。由表面位移結(jié)果可知，頂板移近量最大約50 mm，離層儀讀數(shù)過大是由于兩拱角移近造成的淺部巖層錯動所致，頂板總下沉量約50 mm。

3.2錨桿受力

錨桿初期施加預(yù)緊力40～60 kN，隨著掘進(jìn)工作面的不斷推進(jìn)，錨桿受力呈增加趨勢，當(dāng)測站與掘進(jìn)工作面的距離超過30 m后(6～9 d)，錨桿受力整體趨于穩(wěn)定，其中上幫及下幫兩拱角處錨桿均已達(dá)到屈服狀態(tài)(BHRB335號錨桿屈服載荷120 kN)，下幫10#錨桿最大受力達(dá)180 kN，上幫拱角6#錨桿最大力受力達(dá)150 kN，如圖6、圖7所示。錨桿施加預(yù)緊力之后，整體受力呈平緩增大趨勢，說明對巷道進(jìn)行及時、主動的支護(hù)有效控制了巷道圍巖變形。

圖6　兩幫錨桿受力曲線

圖7　頂板錨桿受力曲線

由圖6、圖7可知：巷道兩拱角錨桿處受力最大，下幫拱角錨桿受力較上幫錨桿大，頂板錨桿受力比兩幫錨桿大，下幫錨桿受力大于上幫錨桿。掘進(jìn)期間出現(xiàn)錨桿破斷現(xiàn)象，對此，結(jié)合礦壓監(jiān)測結(jié)果將錨桿鋼號換為500號，并在2排錨索中間進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，更換錨桿并進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后，巷道未出現(xiàn)錨桿破斷現(xiàn)象。

3.3兩幫移近量

目前，巷道兩幫移近量變化較小，基本保持穩(wěn)定，綜合測站兩幫移近量約50 mm，剔除測量誤差，巷道兩幫基本無變形。巷道兩拱角移近量達(dá)100 mm，巷道兩拱角移近量明顯大于兩幫，幫部變形主要表現(xiàn)形式為巷道兩拱角的移近。

4結(jié)語

基于FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立了耿村煤礦沖擊地壓礦井煤巷受力模型，對原支護(hù)方案下的巷道受力狀態(tài)和變形特征進(jìn)行了分析，認(rèn)為原支護(hù)方案無法有效控制圍巖變形，巷道變形量大。根據(jù)巷道實(shí)際地質(zhì)情況，對13230上巷采用高預(yù)應(yīng)力錨桿錨索組合支護(hù)方案。實(shí)踐表明，該方案在掘進(jìn)期間可有效控制巷道圍巖變形，可供類似礦山參考。

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Anchor Net and Anchor Rope Supporting Technology of Coal Roadway of the Mine with High Stress and Rock Burst

Liu Qinling

(Yima Coal Company,Henan Energy and Chemical Industry Group Co.,Ltd.)

AbstractGengcun coal mine with the characteristics of large coal thickness,large mine pressure,high rock burst orientation,which lead to the development of fractures from shallow to the deep,so,the integrity of the surrounding rock and its carrying capacity are destroyed,and the poor effects of the original roadway supporting method is obtained.The new roadway supporting method is designed by adopting the scientific dynamic information design method,the supporting parameters such as row spacing,anchor rod (rope) specifications,anchor rod pre-tightening force,anchor rope tension force,anchor rod (rope) anchoring force,shed spacing of 36U-shaped shed are optimized,besides that,the mine pressure is monitored.The ideal supporting effect is obtained,it has some reference for the surrounding rock controlling of the roadway with high pressure of extra-thick coal seam.

KeywordsHigh pressure, Rock burst, Anchor net and anchor rope supporting, Supporting parameters

(收稿日期2015-12-29)

劉秦嶺(1968—)，男，工程師， 472300 河南省義馬市。