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        沖擊傾向性巷道圍巖失穩(wěn)機理及控制研究

        2021-11-09 08:29:36
        山東煤炭科技 2021年10期
        關鍵詞:回風順錨索受力

        李 崗 李 凡

        (陜西彬長小莊礦業(yè)有限公司,陜西 咸陽 713500)

        目前,沖擊危險性巷道圍巖控制十分困難[1]。由于沖擊礦壓的產(chǎn)生無法準確預測,且引發(fā)沖擊礦壓的因素多種多樣,針對工作面巷道情況設計相應的巷道圍巖控制方案[2]非常重要。以小莊煤礦40309 工作面巷道為工程背景,針對沖擊危險性巷道失穩(wěn)機理設計相應的巷道圍巖控制方案。

        1 工程背景

        40309工作面位于三盤區(qū),埋深范圍531~731 m,設計開采4 號煤層,煤層賦存連續(xù)完整,掘進過程中未發(fā)現(xiàn)大型斷裂構造。煤層厚度19~28 m,煤層傾角0°~5°,煤層層位及結構簡單穩(wěn)定。綜合指數(shù)法得到工作面沖擊危險綜合指數(shù)為0.571,判定40309 工作面沖擊危險等級為中等,回采期間具有沖擊礦壓危險。40309 工作面巷道頂?shù)装逦锢砹W參數(shù)見表1。

        表1 巷道頂?shù)装逦锢砹W參數(shù)

        40309 工作面巷道頂?shù)装宸€(wěn)定性較差,巷道圍巖易產(chǎn)生變形破壞,且工作面具有沖擊危險性,使得巷道圍巖控制尤為困難。

        2 沖擊危險性巷道失穩(wěn)機理

        隨著工作面的回采,工作面采空區(qū)不斷擴大,采空區(qū)上覆巖層所承受的垂直地應力傳遞至工作面周圍煤巖體,在工作面前方出現(xiàn)應力集中,前方煤巖體所需支承的應力大大增加,加劇了巷道變形,使得巷道圍巖破壞嚴重。圖1 為工作面巷道應力分布圖。

        圖1 工作面受力示意圖

        由圖1 可知,在未開采前,工作面巷道上部承受均布應力σy作用,此時煤層整體受力均勻;隨著采空區(qū)擴大,煤巖體由三向受力變?yōu)殡p向受力,圍巖應力重新分布,受垂直方向的不均應力σy作用,不均垂直應力相互疊加。

        在工作面開采過程中,工作面煤巖體原有的應力平衡被打破,工作面上覆巖層受力發(fā)生變化,在工作面前方發(fā)生應力集中現(xiàn)象,載荷傳遞至底板,加劇巷道底板破壞。當巷道底板破壞深度較大時[3],巷道底板極易受采動影響形成的高集中靜載和劇烈動載疊加擾動影響而誘發(fā)底鼓等現(xiàn)象。工作面巷道受力示意圖如圖2。

        圖2 工作面巷道受力示意圖

        由圖2 可知,工作面巷道圍巖受重新分布的不均載荷影響,產(chǎn)生應力集中現(xiàn)象,高應力集中區(qū)域的應力沿巷道煤幫傳遞至巷道底板,巷道底板受彎矩M 以及上覆不均載荷σy共同作用,巷道底板煤巖體大范圍處于塑性破壞狀態(tài)[4]。隨工作面開采,受開采擾動影響,已處于塑性破壞狀態(tài)的巷道底板煤巖體瞬間滑移涌入巷道自由空間內(nèi),進而造成巷道底鼓等現(xiàn)象。

        沖擊荷載作用于工作面巷道的范圍較大,傳遞的沖擊動能加劇巷道圍巖變形破壞。工作面圍巖受力示意圖如圖3。

        圖3 工作面圍巖受力示意圖

        由圖3 可知,在巷道開挖后,圍巖應力重新分布,受垂直方向的應力σy與水平方向的應力σx作用,煤巖體由三向受力變?yōu)殡p向受力,沖擊載荷與垂直應力相互疊加形成應力峰值σmax[5]。從應力峰值σmax的分布可以看出沖擊動載荷對工作面巷道的作用范圍較大,對工作面巷道整體的穩(wěn)定性產(chǎn)生不良影響,進一步加劇巷道圍巖變形破壞。因此,結合工作面具體情況選擇安全合理的巷道圍巖控制方案至關重要。

        3 巷道圍巖控制方案

        (1)巷道圍巖控制方式

        為降低沖擊礦壓影響,從防治沖擊礦壓與控制巷道圍巖穩(wěn)定性的角度對巷道進行支護。在順槽掘進期間采用錨桿錨索支護;在回采時,運輸順槽采用端頭液壓支架和超前液壓支架及單體液壓支柱配合進行支護,回風順槽采用防沖超前液壓支架對工作面巷道圍巖進行控制。

        (2)錨桿錨索支護參數(shù)計算

        采用直徑為22 mm、長2500 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和直徑為21.8 mm、長7100 mm 的錨索對順槽進行支護。錨桿錨索間排距計算如式(1)、式(2)。

        式中:a為錨桿間排距,m;Q為錨桿錨固力,118 kN;k為安全系數(shù),2;γ為上覆巖層平均容重,25 kN /m3;L為錨桿長度,2500 mm;Sa為錨索間排距,m;Rt為錨索的極限破斷力,380 kN;Lb為直接頂平均厚度,5.8 m。計算得錨桿間排距應<0.971 m,錨索間排距應<1.61 m;確定頂部錨桿間排距為700 mm×800 mm,幫部錨桿間排距為750 mm×800 mm,錨索間排距1400 mm×1600 mm。

        (3)超前支架強度計算

        支架強度計算公式如式(3)。

        式中:h為采高,3.8 m;y0為直接頂巖層容重,25 kN/m3;y1為基本頂及其上覆巖層的平均容重,23 kN/m3;h0為直接頂巖層平均厚度,6.5 m;∑h1為基本頂及上覆巖層的平均厚度,3.88 m;l1為基本頂斷裂步距,20 m;k1為矸石支撐系數(shù),1.43;m1為工作面的最小控頂距,5.32 m。代入計算得回采巷道超前支護強度應大于0.307 3 MPa,選取的運順超前支架ZQL2×6000/23/45 支護強度為0.42 MPa,回順超前防沖支架ZQL2×3200/19/38 支護強度為0.47 MPa,皆滿足強度要求。

        (4)巷道圍巖控制方案

        順槽掘進期間采用直徑22 mm、長度2500 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和直徑21.8 mm、長度為7100 mm 的錨索對順槽進行支護。頂部錨桿間排距為700 mm×800 mm,幫部錨桿間排距750 mm×800 mm,錨索間排距為1400 mm×1600 mm 如圖4。

        圖4 順槽支護截面圖

        在回采期間,運輸順槽采用端頭支架和超前支架及單體液壓支柱對圍巖進行控制,回風順槽采用防沖超前支架對圍巖進行控制。運輸順槽采用端頭支架ZFT32000/21/42、超前支架ZQL2×6000/23/45及“單體液壓支柱+鉸接梁”對圍巖進行控制;回風順槽超前支護150 m,采用超前液壓防沖支架ZQL2×3200/19/38 支護137 m,“液壓單體+鉸接頂梁”超前單體支護13 m。

        4 現(xiàn)場實測

        為監(jiān)測巷道支護方案的效果,采用“十字”測點法對巷道圍巖變形進行觀測。在距工作面50 m處的回風順槽中布置一組由3 個測點組成的檢查點(3 個測點分別位于巷道頂板中線、左右兩幫距底板1.5 m 處),觀測回采期間回風順槽兩幫移進量及頂板下沉值?;仫L順槽圍巖變形值如圖5。

        圖5 回風順槽圍巖變形圖

        由圖5 可知,回風順槽圍巖變形值在距離工作面25 m 后逐漸平緩,說明設計的支護方案將沖擊礦壓對工作面巷道的不良影響控制在較小的范圍內(nèi),有效減小并分散沖擊動能對工作面巷道的破壞;頂板最大下沉量90 mm,兩幫最大移進量80 mm,頂板下沉值與兩幫移進量皆在100 mm 以內(nèi)。

        5 結論

        (1)影響沖擊危險性巷道圍巖穩(wěn)定性的主要因素是沖擊礦壓產(chǎn)生的沖擊載荷。

        (2)針對巷道圍巖失穩(wěn)原因選取的支護方案可以有效控制沖擊危險性巷道圍巖變形,圍巖控制方案在工作面回采過程中將回風順槽頂板與兩幫變形量控制在100 mm 以內(nèi)。

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