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        構造復雜區(qū)巷道讓均壓錨網索非均稱支護技術試驗

        2016-11-07 02:05:25連傳杰馮川川高貫林
        中國煤炭 2016年10期
        關鍵詞:錨桿圍巖變形

        連傳杰馮川川高貫林

        (1.山東科技大學土木工程與建筑學院,山東省泰安市,271019;2.山東科技大學礦業(yè)與安全工程學院,山東省青島市,266590;3.泰安泰爍巖層控制科技有限公司,山東省泰安市,271200)

        構造復雜區(qū)巷道讓均壓錨網索非均稱支護技術試驗

        連傳杰1馮川川2高貫林3

        (1.山東科技大學土木工程與建筑學院,山東省泰安市,271019;2.山東科技大學礦業(yè)與安全工程學院,山東省青島市,266590;3.泰安泰爍巖層控制科技有限公司,山東省泰安市,271200)

        針對寶積山煤礦707工作面構造復雜區(qū)巷道非對稱變形破壞與支護結構失效嚴重的現象,對其破壞機理進行理論分析與數值模擬。結果表明:非對稱應力場、關鍵部位的拉剪混合破壞、應力集中是巷道變形破壞的主要原因,并提出讓均壓錨網索非均稱支護技術。現場實踐表明,采用高強高預應力錨桿、非均稱支護、讓均壓支護方案后,巷道變形量與非對稱性得到有效控制,120 d內巷道頂底板移近量138 mm,兩幫移近量98 mm,巷道圍巖穩(wěn)定性大幅提高。

        構造復雜區(qū) 工作面巷道 巷道支護 非均稱支護技術 讓均壓支護系統 數值模擬

        隨著礦井開采深度的增加,巷道圍巖應力水平大幅提高,當巷道處于斷層、褶曲等構造區(qū)域時 ,巷道易出現不規(guī)則大變形,支護困難。針對寶積山煤礦707工作面構造區(qū)巷道非對稱變形嚴重問題,通過對巷道破壞機理分析,提出讓均壓錨網索非均稱支護設計理念,允許巷道支護關鍵部位適度變形的同時實現讓均壓,對類似條件下的巷道支護具有一定指導意義。

        1 工程概況

        707工作面主采侏羅系1#煤層,煤層厚度9.84~20.96 m,平均厚度13.2 m,煤層傾角8°~27°,內含階梯狀斷口,煤層普氏系數f=1.3~1.5,節(jié)理裂隙發(fā)育。707工作面所在井田基本為一單斜構造,傾角淺部較大深部變小,煤層厚度大且不穩(wěn)定,西厚東薄,工作面南部靠近F46斷層。巷道圍巖受構造應力影響變形嚴重,兩幫內移,頂板下沉,最初的拱型巷道已變成∧型,部分區(qū)域兩幫移近量達1.5 m,巷道有效斷面大幅度減小,前掘后修現象十分嚴重。煤層頂底板巖性如表1所示。

        2 巷道破壞影響因素分析

        當圍巖含有強度較低、變形較大或受力狀況惡化的巖體時,稱為弱結構巷道。構造復雜區(qū)巷道由于地質條件復雜,受構造應力影響較大,巷道圍巖破碎,各部位巖性特征又不盡相同,容易形成弱結構體。巷道圍巖破壞首先從弱結構體開始,在弱結構體中形成破碎區(qū),隨變形破壞發(fā)展,將導致巷道其他部位變形破壞加劇,最終導致巷道整體變形。根據該巷道變形破壞情況,經現場觀測與理論分析認為,特殊地質構造、巷道圍巖巖性特征、支護方式是巷道破壞主要影響因素。

        2.1特殊地質構造影響

        707工作面位于井田東翼,淺部為正在開采的705工作面與703、701工作面采空區(qū),西部為尚未開采的706、708工作面,深部緊鄰落差達80 m的F46斷層。受F46逆斷層走向變化影響,707工作面設計成不規(guī)則的刀把狀,回采期間易受淺部工作面采空區(qū)見方效應影響造成應力集中現象。整體來看,707工作面應力環(huán)境復雜,受斷層與淺部工作面采空區(qū)影響較大,易造成支護體的偏載現象,引起巷道圍巖局部失穩(wěn)和破壞,部分區(qū)域斷層側巷幫移近量達1 m以上,兩幫呈不對稱變形破壞,支護較為困難。工作面布置如圖1所示。

        圖1 工作面布置圖

        2.2巷道圍巖巖性特征影響

        煤層直接頂為碳質泥巖并含大量有機質,遇水或潮濕空氣易風化崩解,穩(wěn)定性較差。煤層節(jié)理裂隙發(fā)育,整體性較差,在自重應力的作用下煤層及巖層層理間易發(fā)生層間錯動,錨桿易受剪切力影響失效,最終導致巷道整體失穩(wěn)。

        2.3支護方式的影響

        工作面所在區(qū)域地質構造復雜,巷道不同部位應力分布不同,巷道兩幫圍巖的變形、破壞發(fā)展不均衡。原支護方式采用均稱支護,不能針對性地及時控制變形較大部位的早期變形,初期錨桿錨固端后期可能處于松動范圍內,圍巖不能為錨桿提供穩(wěn)定受力支撐點,不能充分發(fā)揮錨桿支護作用。此外,均稱支護并不能從根本上解決巷道部分位置應力集中現象,易造成局部錨桿破斷并最終影響整體支護效果。

        3 構造復雜區(qū)巷道支護技術研究

        3.1構造區(qū)巷道支護思路

        針對巷道兩幫及頂板受力不均衡、變形不協調現象,對關鍵部位加強支護,同時采用非均稱支護設計,對錨桿(索)進行耦合讓均壓設計,充分發(fā)揮圍巖的自承載能力,使支護體與圍巖之間變形協調,實現支護一體化,載荷均衡化。

        3.2構造區(qū)巷道支護方法

        (1)高強高預應力錨網索支護。適宜的預緊力可以使巷道圍巖處于受壓狀態(tài),有效抑制圍巖早期變形,保證巷道圍巖的整體性。選擇錨索作為輔助支護,錨索與錨桿支護形成的壓應力區(qū)疊加形成骨架支護網絡,以保障巷道支護的長期穩(wěn)定性。

        (2)非均稱支護。普通支護通常不考慮巷道頂板及兩幫應力分布的差異性,采用相同或相近的支護參數與措施,易導致支護體偏載并造成局部失穩(wěn)。非均稱支護即對巷道弱結構部位加強支護或局部弱化,改善巷道局部圍巖力學性能與應力狀態(tài),可降低巷道局部劇烈變形,并根據數值模擬與現場觀測分別確定頂板及兩幫錨桿(索)支護參數。

        (3)耦合讓均壓設計。耦合讓均壓即通過在關鍵支護部位錨桿(索)尾部增加讓壓管,理想狀態(tài)下讓壓管可在變形的同時提供恒定高阻力。錨桿(索)可在保持承載力的前提下,通過讓壓管延伸釋放變形能量,調整局部圍巖應力集中分布現象,實現支護一體化、載荷均衡化。

        4 巷道支護設計方案

        4.1數值分析

        采用FLAC3D軟件對巷道應力分布情況進行模擬。模擬巷道為直墻半圓拱形,巷道凈寬4.8 m,壁高1.85 m,拱凈高1.8 m,模型范圍為320 m×200 m×162 m(長×寬×高),采用六面體單元,共劃分26580個單元,數值模擬模型如圖2所示。計算時本構模型選用摩爾—庫倫模型,模型左右邊界約束x方向位移,前后邊界約束y方向位移,下部邊界為全約束邊界,上部邊界不約束。

        圖2 數值模擬模型

        模擬結果表明,受斷層與鄰近工作面采空區(qū)影響巷道應力分布呈現明顯非對稱性,兩幫應力值大于頂板,斷層側巷幫應力變化梯度明顯大于采空區(qū)側,圍巖更容易達到屈服極限發(fā)生變形破壞,應進行加強支護。

        通過改變工作面?zhèn)葔合禂郸?,模擬不同水平構造應力下的巷道圍巖塑性區(qū)特征,發(fā)現當λ值由0.5到1.5逐漸增大時,斷層側巷幫應力集中程度、頂板拉應力區(qū)范圍、圍巖變形程度均大于采空區(qū)側,塑性區(qū)范圍由兩幫逐漸擴展到頂板,剪應力向頂底板肩角、地角轉移。巷道斷層側肩角為拉應力與剪應力疊加區(qū),極易發(fā)生拉剪混合破壞,為支護設計部位。

        4.2支護方案設計

        針對707工作面回風巷圍巖應力分布特征,基于構造區(qū)巷道圍巖控制策略,采用數值模擬與現場試驗等方法,綜合確定采用高強高預應力錨桿、非均稱支護、讓均壓支護方案。

        (1)錨桿支護參數設計。采用摩爾庫侖安全系數法確定巷道圍巖的破壞范圍,結合現場鉆孔窺視與數值模擬分析結果,為使錨桿錨固在穩(wěn)定的巖層中,避開拉應力區(qū)同時減少離層,確定兩幫和頂板錨桿長度分別為2400 m和2600 mm,設計預緊力大于60 k N,通過現場拉拔試驗確定安裝力矩為250 N·m,采用1支K2360和1支Z2360錨固劑全長錨固。

        (2)頂板支護。巷道頂板采用9根高強度讓壓錨桿,規(guī)格為?20 mm×L2600 mm,間排距750 mm×750 mm??拷鼣鄬觽燃缃翘?根錨桿采用雙讓壓管(讓壓點160 k N),當錨桿受力大小在讓壓點附近時讓壓管可穩(wěn)定變形并提供恒定阻力,以緩解局部應力集中與劇烈變形,實現支護結構與圍巖耦合變形,其余錨桿采用同種規(guī)格單讓壓管。

        頂板布置3根規(guī)格為?17.8 mm×L7000mm讓壓錨索,間排距1500 mm×1500 mm,錨桿錨索間隔布置。斷層側肩角為巷道支護關鍵部位,每兩排錨索間增加一根補強錨索,錨索規(guī)格?17.8 mm×L5000 mm。為適應圍巖大變形,采用雙讓壓管(讓壓點250 k N)。設計預緊力大于200 k N,采用1支K2360和2支Z2360錨固劑錨固。

        (3)兩幫支護。巷道兩幫分別布置3根規(guī)格為?20mm×L2400 mm錨桿,間排距750 mm× 750 mm,兩幫底角錨桿分別與水平呈15°布置,斷層側幫錨桿采用單讓壓管(讓壓點160 k N),實體煤側錨桿無讓壓管。

        (4)表面支護。合理的表面支護可以保證錨桿有可靠的外部著力點,有利于錨桿預應力的擴散。采用金屬網配合規(guī)格280 mm×450 mm× 3.75 mm W型鋼帶護板,及時全斷面注漿封閉,錨桿配套150 mm×150 mm×10 mm弧形托盤,錨索配套300 mm×300 mm×12 mm托盤。巷道支護設計如圖3所示。

        圖3 巷道支護參數設計

        5 工程試驗

        巷道支護改革過程中,對錨桿受力和巷道圍巖變形進行了觀測。在新支護方案試驗巷道距離開始點50 m和100 m處分別設1#、2#測點。錨桿受力變化監(jiān)測結果見圖4。

        圖4 錨桿受力變化曲線

        40 d內左幫錨桿受力穩(wěn)定在158 k N,頂板錨桿受力穩(wěn)定在137 k N,右?guī)湾^桿穩(wěn)定在112 k N。斷層側錨桿受力依然大于采空區(qū)側,但已在可控制范圍以內?,F場觀測發(fā)現頂板及斷層側讓壓管變形較多,巷道非對稱變形和破壞得到有效控制,巷道支護關鍵部位強度得到改善,支護方案取得了預期的效果。

        圍巖變形觀測1#、2#測點分別設在新支護方案試驗巷道距巷道起點60 m、120 m處,巷道圍巖變形量監(jiān)測結果見圖5。120 d內巷道頂底板最大移近量138 mm,兩幫最大移近量98 mm,均在可接受范圍以內,支護設計是合理有效的。

        圖5 巷道圍巖變形量曲線

        6 結論

        (1)通過工程地質分析與數值模擬得到707工作面回風巷變形破壞的主要原因是非對稱應力場、關鍵部位的拉剪混合破壞、應力集中。

        (2)采用高強高預應力錨網索支護,主動及時控制關鍵部位早期變形,避免由局部失穩(wěn)發(fā)展到巷道整體失穩(wěn)。采用非均稱支護設計,對關鍵部位加強支護,并進行讓均壓設計,允許應力集中部位適度延伸并釋放變形能量,同時均衡載荷,有效控制構造區(qū)巷道非對稱變形與應力集中。

        (3)工程實踐表明采用讓均壓錨網索非均稱支護設計后,巷道變形破壞得到有效控制,構造區(qū)巷道實現了穩(wěn)定支護。

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        (責任編輯 張毅玲)

        Test of inhomogeneous support technology with yield equal pressure anchor-mesh-cable in roadway in complicated tectonic area

        Lian Chuanjie1,Feng Chuanchuan2,Gao Guanlin3
        (1.College of Civil Engineering and Architecture,Shandong University of Science&Technology,Tai'an,Shandong 271019,China;2.College of Mining and Safety Engineering,Shandong University of Science&Technology,Qingdao,Shandong 266590,China;3.Tai'an Taishuo Strata Control Technology Co.,Ltd.,Tai'an,Shandong 271200,China)

        Aiming at surrounding rock asymmetric deformation failure and supporting structure failure in roadways of 707 working face in complicated tectonic area in Baojishan Coal Mine,theoretical analysis and numerical simulation on failure mechanism were carried out.The results showed that asymmetric stress field,tensile-shearing combined failure in key parts of roadway and stress concentration were main causes,then according to the results,inhomogeneous support technology with yield equal pressure anchor-mesh-cable was put forward.Field practice indicated that the deformation and asymmetry of roadway could be controlled effectively by using the high strength and high pre-stressed anchor,the inhomogeneous support and the yield equal pressure supporting scheme,the distance between roof and floor decreased 138 mm within 120 days,and the distance between roadway walls was 98 mm,stability of surrounding rock improved remarkably.

        complicated tectonic area,working face roadway,roadway support,inharmonious support technology,yield equal pressure supporting system,numerical simulation

        TD353

        A

        連傳杰(1962-),男,山東榮成人,教授,主要從事井巷支護技術與特殊開采技術研究。

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