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支护弱结构条件下巷道不均匀控制技术研究

2025-03-09 10 上传者：管理员

摘要：为研究支护弱结构条件下巷道不均匀控制锚杆支护技术，解决软弱厚顶板巷道的围岩稳定控制问题，以沁水煤田东北部乐安煤业集中回风巷为研究对象，运用理论研究和井下观测相结合的方法，提出支护弱结构条件下的不均匀支护技术体系，有效改善了支护弱结构体的力学性能与局部围岩应力状态；提出采用左旋螺纹钢高性能的杆体、高强度托板的成套锚杆进行支护的方法，并对锚杆、锚固剂、锚索和“三径”参数进行了选型。井下观测结果表明：采用不均匀支护后顶板较稳定，观测站距离掘进头20～30 m时两帮移近量趋于缓和，2#侧面最大移近量100 mm左右，且左帮移近量略大于右帮移近量；观测站距离掘进头25～40 m时顶底板移近量趋于缓和，顶底板相对移近量均值为33 mm，顶板下沉量大于底鼓量；顶板离层变化方面，顶板锚杆锚固区内、外离层值均小于10 mm，岩层下沉量不大且相加值小。实践表明，针对乐安煤矿软弱厚顶板巷道提出的不均匀支护体系及支护方法，有效解决了该矿巷道围岩稳定控制问题的同时，为支护弱结构条件下巷道不均匀控制锚杆支护工作提供参考依据。

关键词：
不均匀控制
围岩稳定控制
开采强度
支护弱结构
数据观测
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随着煤炭资源开采能力､开采强度和开采深度的逐步提升,以我国山东､淮南､山西地区为代表区域的很多矿井面临井下巷道矿压增大､巷道围岩及顶底板变形严重､岩体呈现松-软-破-碎等特征､巷道支护难度增加､原有支护结构无法满足井下深部开采需要等问题[1],同时,由于支护结构无法匹配巷道条件,严重影响和制约了矿井安全有序生产,因此,保障井下巷道支护结构动态实时满足巷道实际需求逐步发展为矿井亟待解决的技术难题｡

国内外学者围绕矿山压力与围岩控制理论与软岩巷道支护开展了大量研究,取得了很多成果,但是鉴于软岩问题具备地域性､差异性､复杂性和变化性等特点,目前尚没有一套成型的理论和应用研究能够有效覆盖解决不同地区､不同地质条件下的相关问题,主要依托现有研究为基础,结合现场具体情况综合研判分析,提出解决办法｡现阶段而言,巷道支护主要采用工程类比法,支护参数设计一矿一研判｡同时,在理论研究方面,张农等[2]针对各难度级别,提出以新型“三高”(高强度､高预拉力､高刚度)锚杆控制技术为基础的深部煤巷围岩控制对策;孟庆彬等[3]为获得软弱矿体中巷道围岩的稳定状态,采用地质雷达无损检测技术对软弱矿体中开拓巷道进行围岩松动圈探测,确定采矿进入围岩松动圈范围;王卫军等[4]研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形与塑性区的影响,提出了支护结构应满足围岩大变形的协调支护原则;董方庭[5]研究阐述了围岩松动圈支护理论及其分类方法,以及锚喷支护机理和参数的确定方法｡

乐安煤业有限公司位于沁水煤田东北部边缘,地处黄土丘陵-河流堆积阶梯地带｡区域构造特征表现为先后经过3次力的作用,以新华夏系构造体系起控制作用的复合构造体｡主采煤层为15#煤层,井下回风巷道顶板主要为节理和裂隙发育明显的沙质页岩,从力学角度分析,这种岩层力学性质非常差,因此,巷道形成后其整体的力学性能较差,巷道支护和维护存在很大难度｡结合矿方已采采区掘进的其他巷道来看,巷道顶板均发生了不同程度的离层情况,部分巷道顶板离层和顶板下沉非常明显,巷道中布置的锚杆､锚索､锚杆托盘在巷道变形的影响下,发生变形和压翻｡同时,沿巷道走向有明显裂隙且裂隙还在继续扩展和延伸阶段,给巷道围岩和顶底板的安全稳定控制带来了极为不利的影响｡为此,拟采用锚杆支护理论､岩石力学弹塑性和工程力学相关理论方法,通过围绕巷道围岩软弱部位开展加强支护研究,即围绕软弱部位构建巷道内非均匀性质的支护体系,从而有效解决和改善巷道软弱部位岩体的力学性能和局部应力状态;并对集中回风巷锚杆､锚索和钢筋网参数进行设计选型;采用现场实测方法对巷道两帮移近量､顶底板移近量以及顶板离层变化进行观测统计,解决乐安煤业支护弱结构条件下巷道不均匀控制问题,为矿井安全生产提供保障｡

1、巷道围岩稳定的控制原理及方法

1.1巷道支护弱结构的概念

巷道围岩变形与破坏的发展包含几个主导因素,即围岩赋存条件､地质条件､围岩应力分布及巷道支护结构等｡煤的形成总体经过泥炭化-煤化-变质作用3个阶段,通常情况下煤体直接顶板的岩体强度是较低的,且煤层向上分布着不同岩性､不同厚度､不同强度的岩体,整体而言是一个复合叠加型结构的岩层群,其中按照其强度和力学性能划分,在围岩中存在力学上的软弱结构体｡同时,对于绝大多数煤矿,井下巷道支护的方式基本上是一套设计,很少有矿井会结合井下条件的动态变化而对设计进行协同式的调整,且井下巷道支护过程中,对于围岩条件好的和围岩条件存在软弱部位的,尤其是局部性的软弱部位,通常采用全断面等密度均匀式的支护方式和支护结构,针对围岩中的软弱围岩进行加强支护方面的工作做得不够,意识性､专业性和针对性欠缺,在巷道围岩软弱部位未能够得到加强和有效支护的情况下,后续会逐步发展成巷道变形破坏发生的关键部位,因此,相对围岩应力环境条件,将巷道围岩中因围岩软弱或支护针对性不强所形成的支护薄弱点称为支护弱结构｡

1.2不均匀控制技术体系构建

基于乐安煤矿井下巷道围岩中支护弱结构客观存在的事实,为了改善支护弱结构体的力学性能与局部围岩应力状态,更好地发挥巷道内支护结构的稳定性和实用性,提升围岩承载的整体性,优化巷道内支护结构的工作特性,改善巷道围岩应力分布状态,减少应力对巷道的影响,提出“巷道内支护弱结构部位强化支护”的非均匀分布式的支护体系,实现支护结构与巷道围岩深度互融,减少巷道围岩的变形､破坏与失稳,实现巷道围岩的整体稳定｡

(1)高性能锚杆优选[6-8]

乐安煤矿井下巷道围岩整体呈现破碎､不稳定的特点,从现有矿用锚杆分类来看,选用机械式锚杆最为适合,即通过锚杆表面的构造与锚固介质(如围岩､水泥砂浆等)之间的机械摩擦力和咬合力来实现锚固作用｡最常使用的锚杆包括:普通的圆钢锚杆､螺纹钢锚杆;同时考虑到井下巷道载荷存在变化性､持续性等特点,载荷强度较大,对锚杆的锚固力､抗拔力､使用寿命､使用环境要求较高,在此情况下,螺纹钢锚杆更能满足井下条件,同时,左旋螺纹钢锚杆较双向两筋的锚杆在锚固剂充填密实和锚固性能方面均更有优势,且由于其螺纹与钻机旋转方向相反,能够增加锚固剂与锚杆杆体之间的黏结能力,提高锚杆的抗拔力[9]｡因此,乐安煤矿巷道弱结构区域选用左旋螺纹钢锚杆,拉拔力不小于90kN,保障锚杆支护体满足支护强度要求｡

锚杆直径优选:鉴于不均匀控制体系技术主要围绕解决软弱､破碎围岩的加强支护问题,而在软弱､破碎的围岩中,必须优先选用较大直径的锚杆,以提供足够的锚固力和支护强度｡因此,不均匀控制体系技术中选用锚杆直径为φ20~φ25mm｡

锚固参数优选:锚固参数主要包括锚固剂､锚固方式､“三径”匹配等主要指标,结合上述分析,乐安煤矿井下巷道弱结构部位选用φ20~φ25mm左旋螺纹钢锚杆,为了充分发挥锚杆的锚固性能,增强整体支护结构的稳定性及支护强度,配套材料及工艺参数优选如下:

①锚固剂选用在配套螺纹钢锚杆方面,常用的有树脂锚固剂､水泥药卷锚固剂､水泥砂浆锚固剂等,鉴于乐安煤矿巷道顶板破碎､稳定性差的特性,树脂锚固剂具备的固化快､强度高､锚固力可靠且耐久性强等特点最为符合现场应用,因此,确定选用树脂药卷锚固剂｡

②锚固方式选择树脂锚固剂锚固锚杆包括2种基本类型,即端头锚固方式和全长锚固方式｡其主要区别在于端头局部和全杆长,鉴于乐安煤矿井下地质条件,为了形成更大､更完整的围岩圈,提升巷道整体稳定性,优化巷道顶底板及周边应力分布,在巷道支护弱结构区域使用全长锚固更符合现场实际需求｡

③“三径”匹配参数确定“三径”主要包括锚杆､钻孔､树脂药卷直径,即施工完钻孔后,将锚杆置于钻孔中,最后使用树脂药卷进行锚固,使三者充分混合融合,形成有足够稳定性､足够锚固强度的支护整体｡

现阶段矿井常用的钻孔直径有φ28､φ33､φ43mm这3种尺寸,考虑到乐安煤矿巷道局部弱结构属于局部措施,且根据以上分析,锚杆直径选用的范围是φ20~φ25mm,因此,钻孔直径配套确定为φ28mm｡为了保证树脂锚固剂最大程度发挥作用,提升其混合充分性,需要给与树脂锚固剂尽可能足够的空间,因此,锚杆直径选用φ20mm最为合适;在钻孔直径φ28mm､锚杆直径φ20mm条件下,为了实现最好的锚固效果,匹配的药卷直径选择用φ25mm｡

(2)锚索支护位置及选型[10]

乐安煤矿井下巷道为半圆拱形巷道,此类巷道承载能力较强,其拱部能将压力均匀地传递到两帮,有效地抵抗顶部压力,最薄弱的位置在半圆与两帮交接位置,即为巷道支护弱结构区域,为了提升该区域的支护能力,一方面增加锚杆布置密度,另一方面,采用锚索进行加强支护,根据以上锚杆选型结果,选用φ17.8mm的小孔径预应力短锚索最合适｡

2、井下试验及数据观测分析

巷道围岩的监测技术方案包括表面位移､深部多点位移､锚杆(索)受力等｡观测站液压枕安装编号示意图,如图1所示｡

图1观测站液压枕安装编号示意图

(1)锚杆､锚索受力情况顶板较稳定,顶板3#锚杆轴向力明显小于2#､4#锚杆,且总体增加幅度和增加值均较小｡同时,由于半圆拱形巷道最为薄弱的区域在于半圆与两侧巷道交接处,此区域岩体较为破碎,即巷道肩角处,其锚杆轴向力受掘进影响时间较长,锚杆轴向力增量普遍比巷道其他位置要高,但增量都不到2MPa;锚索轴向力增量较大,6#､7#锚索分别增加2.8､3.6MPa,增量普遍在1倍以上,且掘进过后7d左右围岩结构才基本进入稳定状态｡

(2)两帮相对移近量变化规律1#测站距掘进头30m时,两帮移近量趋于缓和,最大移近量80mm,均值为71mm,2#测站比1#测站距掘进头近些,变化量相对大20mm左右;左帮煤层较高,左帮移近量均值为43mm,略大于巷道右帮移近量;2#测站地质条件较好,距掘进头20m巷道两帮相对移近量就趋于缓和,相对移近总量与1#测站相差不大｡

(3)顶底板相对移近量变化规律1#测站距掘进头40m时,巷道顶底板相对移近量不再变化,而2#测站在距迎头25m处已趋于缓和,1#测站巷道顶底板相对移近量均值为33mm,1#测站顶板下沉量为20mm,顶板下沉量大于底鼓量,2#测站顶底板相对移近量均值为30mm,而顶板下沉18mm略大于底鼓量｡

(4)顶板离层变化规律1#､2#测站分别布置1套顶板离层仪,测点深度分别为2.5m和4.5m｡1#测站顶板锚杆锚固区内､外离层值小于10mm;锚杆锚固区内离层值在距迎头不到30m期间一直以较小量增加,而锚杆锚固区外掘后1d离层达10mm,且在变化期间离层值有所减小,综合考虑锚索长度(7000mm)和1#测站液压枕数据变化情况,可以判断该区域锚杆支护效果好,但是存在锚索预紧力不足的问题,从而在巷道肩角锚索锚固区域内存在离层,需要提高该区域锚索预紧力｡2#测站与1#测站情况相反,应加大锚杆预紧力｡

(5)顶板围岩变化规律深度1.0､2.0､3.0m处岩层下沉量都不大,且相加值小于深度为深度4.0m处的下沉量,故顶板前向上3m成一整体,锚杆支护效果较好;深度4.0m处下沉量比5.0m的大,说明深度5.0m与深度6.0m之间有微小的离层,但离层值不大,若加大锚索预紧力可避免该处离层｡

(6)右帮围岩变化规律右帮深度2.0､3.0m之间围岩相对运动与1.0､2.0m之间相比较小,右帮锚杆不是全长锚固,靠近巷道表面围岩破碎变化较大;经二次复喷后,深度1.0､2.0m位移变化趋于缓和,说明喷浆将围岩外部松散破碎岩石形成一个整体,有效减缓了围岩的变形;深度4.0m处测点位移变化明显小于3.0m处,右帮4.0m外仍有离层,需要后期加大观测帮部深度后再制定相关控制措施｡

3、结语

(1)针对支护弱结构,提出不均匀支护技术体系,采用高性能锚杆､小孔径预应力短锚索,改变了巷道支护弱结构部位的力学性能,改善了局部围岩应力分布,实现了支护结构与巷道围岩深度互融,形成共同承载的力学体系,减小巷道围岩的变形､破坏与失稳,实现巷道围岩的整体稳定

(2)构建了不均匀控制技术体系,对高性能锚杆锚索支护系统进行优选,其中锚杆选用左旋螺纹钢锚杆,锚固剂选用树脂锚固剂,锚索选用φ17.8mm的小孔径预应力短锚索,钻孔直径确定为φ28mm,锚杆直径选用φ20mm,药卷直径选择用φ25mm｡

(3)现场数据观测表明,采用不均匀支护后顶板较稳定,两帮移近量趋于缓和,顶板锚杆锚固区内､外离层值均小于10mm,岩层下沉量不大且相对值小,喷浆将围岩外部松散破碎岩石形成一个整体,有效减缓了围岩的变形｡

参考文献:

[1]陈炎光､陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[2]张农,王成,高明仕,等.淮南矿区深部煤巷支护难度分级及控制对策[J].岩石力学与工程学报,2009,28(12):2421-2428.

[3]孟庆彬,钱唯,韩立军,等.软弱矿体中巷道围岩稳定控制技术及应用[J].采矿与安全工程学报,2019,36(5):906-915.

[4]王卫军,袁超,余伟健,等.深部高应力巷道围岩预留变形控制技术[J].煤炭学报,2016,41(9):2156-2164.

[5]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001:28-43

[6]何满潮,李晨,宫伟力,等.NPR锚杆/索支护原理及大变形控制技术[J].岩石力学与工程学报,2016,35(8):1513-1529.

[7]柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006(2):145-148.