山东能源临矿集团株柏煤矿山东省临沂市郯城县276112
摘要:针对临矿集团株柏煤矿开采煤层为急倾斜煤层且较松散,煤巷掘进巷道支护难度大,后期巷道变形严重的问题,提出采用高强预紧力锚杆、金属网、钢筋梯的锚网支护方式。通过现场施工试验段进行验证,试验结果表明支护方案能够有效控制巷道围岩变形,取得了良好的技术经济效果,降低了支护成本,减轻工人的劳动强度。基于此,本文对急倾斜松散煤层煤巷锚网支护技术进行简要的分析,希望可以为相关的工作人员提供一定的参考。
关键词:急倾斜松散煤层;煤巷锚网支护;技术研究
引言
急倾斜松散煤层是一类难采矿体,目前可以用来开采这种矿体的方法并不多,国外也未提供参考更佳的采矿法,现阶段较流行且安全经济可靠的方法为柔性掩护支架采煤法,上下顺槽基本成平行布置,由于急倾斜松散煤层采煤工作面上下顺槽采用普通的锚网索支护强度低、变形大、复修率高,从而极大的制约了工作面效率的提升,为增加上下顺槽锚网索支护的强度,减少复修率,进一步提升矿山开采的经济效益,进而完成急倾斜松散煤层开采的安全以及高效。
1工程概况
山东省临沂市临沂煤田株柏煤矿,煤层为急倾斜煤层,煤层倾角50°~70°,厚度在2.6~6.60m,平均4.60m,煤的硬度系数0.8~1.5。目前采用柔性掩护支架采煤法炮采工艺,上下顺槽采用普通锚网索支护,存在巷道变形大、复修率高、劳动强度大等问题,切眼采用架铁盘支护。
2工作面开采方式的研究
对于急倾斜松散煤层,其煤层倾角大,设备的安装和撤出困难,防倒防滑措施很难保障,工作面安全性差,无法采用传统的开采方式完成开采。急倾斜煤层一般采用俯伪倾斜柔性掩护支架采煤法,工作面通过支架的不断下放逐渐形成坡度25-30°的伪倾斜布置的工作面,易于工作面内的施工。俯伪倾斜柔性掩护支架采煤工作面开采的形式如图1所示。
图1开采断面示意图
工作面水平分层开采放顶煤工艺,其工艺流程:打眼→装药、联线→爆破→扒煤、移架→支柱→拆架(接架)。
3开采方法选择
3.1相关参数
根据煤层赋存条件及顶底板岩性,采用俯伪倾斜柔性掩护支架采煤法,炮采工艺。上、下顺槽是近似水平的,工作面上下高差约25-30m,回采工作面成直线形按俯伪斜方向布置,倾角一般25°~30°,沿走向推进,支护采用11#矿工钢加工而成的“八”字型2.3m长的矿制支架,用“U”型丝、夹板与钢丝绳相连形成的柔性支架。
3.2安装工程
工作面的支护用单体液压支柱支撑矿制“八”字型支架、“U”型丝、夹板与钢丝绳相连形成架口宽度不小于2.3m的柔性掩护支架。支架:采用11#矿工钢加工而成的“八”字型架口宽度2.3m的矿制支架,支架分为架背、架爪上肢和架爪下肢三部分,上下肢各带一个小弯,架爪上肢长500mm+400mm,架背长1200mm,架爪下肢长550mm+350mm,上部两个弯的角度为145°,架爪下肢与架背夹角140°,下肢拐弯角度160°。
3.3回采工艺
工作面采煤按循环割面,每循环自下而上割煤,严禁反向割煤,工作面采用风煤钻打眼,爆破落煤,同时辅以风镐落煤,自下而上分段进行,一般每段的长度为20±2m,一个小班割煤36~44m。
4急倾斜煤层煤巷支护存在的问题
巷道支护作为煤矿开采中的一项核心技术,其目的以及任务为进一步提升巷道的稳定性,保证其在使用期间符合生产的不同的需要。巷道所处的应力环境、围岩性质以及巷道支护组成了决定巷道稳定性的3大因素。处于急倾斜(包含大倾角)煤层中的巷道,由于在掘巷的过程中,顶煤通常己出现松动,自稳能力降低,并且支护受力不对称,支护问题变得尤为突出。急倾斜煤层煤巷支护大部分通过工字钢梯形棚支护,通过多年来的支护现状分析可知,巷道主要包含侧压太大,大部分巷道棚腿出现弯曲变形,局部巷道呈现出“倒梯形”,比较难以适应巷道变形,在巷道服务期间通常需要投入大量的人力以及维修费用完成多次翻修以及卧底,即使如此,巷道可能仍然难以符合矿井生产的需要以及安全要求,影响着矿井的高产高效。另一方面,工字钢在搬运的过程中也容易碰手碰脚,对矿井安全生产不利的影响。
5煤巷支护方案设计
5.1支护方式的确定
由于原支架(工字钢梯形棚)支护属于被动支护,不能在巷道掘进早期对顶板施加较大的支护阻力,以至于巷道出现严重的变形破坏。锚杆支护能够主动及时支护围岩,安装以后在围岩内部对围岩进行加固,迅速形成一个围岩-支护的整体承载结构,能够充分发挥围岩自身的承载能力,减小围岩早期变形破坏,提高围岩的峰值强度和残余强度,保持围岩的完整性和稳定性。此外锚网索支护后会使顶板处于预应力刚性梁状态,有效减轻顶板中部的拉压破坏以及顶角的剪切应力集中,减小顶板下沉,避免出现垮冒。因此选用锚网索支护方式代替原有的支架支护方式。
5.2锚网索巷道支护设计
5.2.1锚杆预紧力的设计
锚杆预紧力(安装载荷)的施加对顶板的影响范围可以理解为锚杆支护系统对围岩主动加固带的范围,通过影响范围内压缩加固带对顶板离层的控制状况,进而确定预紧力的大小。
从图二中可以看出,在锚杆预紧力较小时,锚杆只在两端形成相互分离的两个压力泡;随着锚杆预紧力的不断增加,压力泡的范围也在相应增加,以至两个压力泡相交重叠,形成一个垂直贯通的椭球形锚杆预紧力影响范围。锚杆预紧力越大,影响范围越大,压力泡重叠范围越大。从形态上来看,观测顶板离层的发育情况仅在一定的范围来进行(图二的A范围)。
图二单根锚杆安装载荷的压缩范围
应用有限元分析方法,通过改变模型中锚杆的预紧力进行一系列的模型运算,最终获得合理的锚杆预紧力的大小,以达到复合顶板无离层的支护效果。
通过不同的预紧力(1t、2t、3t、4t)的施加来观测顶板1200mm范围内(300mm、600mm、900mm、1200mm)的离层情况,进而确定合适的锚杆预紧力数值。
(1)对锚杆施加1t预紧力
对锚杆施加1t的预紧力后,顶板300mm、600mm、900mm、1200mm处均出现了不同程度的离层情况,其中在600mm处的离层发育情况最为明显,预紧力的压缩范围应在600mm范围以内,不能形成重叠的压力范围。这也说明,在对锚杆施加1t预紧力的条件下,不能有效地控制顶板离层。
(2)对锚杆施加2t预紧力
对锚杆施加2t的预紧力后,顶板600mm、900mm、1200mm处均出现了不同程度的离层情况(但比施加1t预紧力情况下离层值变小),其中在900mm处的离层发育情况最为明显,施加2t的预紧力仍不能形成重叠的压缩拱。这也说明,对锚杆施加2t预紧力的情况下,不能有效地控制顶板离层。
(3)对锚杆施加3t预紧力
对锚杆施加3t的预紧力后,顶板1200mm处出现了很小的离层情况,压缩泡的范围超出了900mm,对锚杆施加3t的预紧力仍不能形成重叠的压缩拱。这也说明,对锚杆施加3t的预紧力仍不能仍有效地控制顶板离层。
(5)对锚杆施加4t预紧力
对锚杆施加4t的预紧力后,顶板离层情况完全消除,压缩泡的范围能形成重叠的压缩拱。这也说明,对锚杆施加4t的预紧力情况下,能有效控制地顶板离层。
根据株柏煤矿回采巷道复杂的应力情况,有限元分析所需的最小锚杆预紧力为4t。
5.2.2锚杆支护范围设计
锚杆支护范围确定的原则是:锚杆的锚固段不能处于围岩的拉应力区中。所以,锚杆的长度为锚杆有效支护长度+锚杆锚固端长度。根据经验锚固段长度不低于0.6m。
采用FLAC3D数值模拟技术对巷道开挖后的拉应力范围进行数值模拟分析,通过模拟的拉应力区的范围借此得到锚杆的支护范围。
锚杆支护范围对于控制巷道稳定至关重要,如果支护范围选择不合理,巷道容易发生整体变形。从图二中可以看出,巷道开挖后拉应力区的范围为1.4m,在拉应力区内的岩石处于松散破坏区,所以锚杆的支护范围至少为1.4m;根据实践经验,锚杆的锚固长度至少为0.6m,所以锚杆的设计长度至少为2.0m;考虑到一定的安全系数和巷道的空间尺寸,选择锚杆长度为2.2m。
图二巷道开挖后拉应力分布云图
5.2.3锚杆支护强度确定
锚杆支护强度与锚杆的间排距有很大的联系,可根据围岩与支护阻力特性之间的关系来确定锚杆支护强度的具体数值。
通过FLAC3D软件对拉应力区范围影响的数值模拟结果可以看出,拉应力区范围为1.4m。假设把围岩受拉伸破坏的范围看作松散破碎区,可以得出松散区范围为1.4m。根据图三松散区范围和支护阻力特性曲线可以看出,控制1.4m的松散区范围需要的支护阻力为110t/m。所以根据以上要求同时遵循软岩支护设计的进本原则,确定的工作面回采巷道的支护参数如下:
支护阻力:≥100t/m
锚杆间排距:800×800mm
锚杆直径:18mm
锚杆材质:Q500高强度螺纹钢
锚杆的力学参数:屈服强度12.7t,抗拉强度16t。锚索直径:17.8mm,整体支护强度109.88t/m,大于需要的支护阻力,选择合理。
图三松散区范围和支护阻力特性曲线
FLAC3D数值模拟分析,塑性区深度为1400mm,锚杆直径选择为18mm,采用Q500高强螺纹钢,间排距为800*800mm;锚索直径17.8mm,1+1布置,排距为1.6m。
5.3支护参数的确定
5.3.1正常支护
锚杆间排距为800mm×800mm,规格为Φ18mm×2200mm,Q500高强预紧力锚杆锚杆,一圈支护9根,两脚锚杆向下俯15°,其余锚杆均与巷道断面轮廓线垂直。
5.3.2补强支护:由于在巷道非顶板侧拱部易出现煤层塑性滑移,在非顶板侧拱部增加一根锚杆,间距为800mm,锚杆与巷道断面轮廓线垂直。为防止非顶板侧底板处受压鼓起,在非顶板侧靠近底板500mm处补打一根锚杆,锚杆间距为800mm,补强锚杆与原锚杆间隔布置;在非顶板侧靠近底板500mm处每隔3.2m布置一根锚索代替一根补打锚杆,锚索呈水平布置。
5.3.3金属网:金属网采用8#冷拔丝编织的网孔60×60mm经纬网,冷拔丝网规格:长×宽=2000×1300mm,锚网的机器锁边侧搭接量为0mm,人工锁边侧搭接量为60mm,联结扣间距不大于120mm。
6井下工业性试验
为检验本次支护优化设计方案的可行性及支护效果,在株柏煤矿31117工作面运输顺槽施工了200m试验巷道。
试验地点
根据矿井回采工作面生产接续计划,通过对工作面地质开采技术条件综合分析比较,选择在31117工作面运输顺槽进行锚网支护试验。运输顺槽在距切眼120-320m的范围内施工掘进200m。
6.2试验巷道矿压监测数据分析
为检验巷道设计支护参数的合理性,评价锚网支护巷道的支护效果,对31117工作面运输顺槽锚网支护试验期间巷道围岩变形、顶板离层、锚杆受力等矿压参数进行了观测。
6.2.1围岩变形监测数据分析
6.2.1.1掘进期间围岩变形观测数据分析
在31117工作面运输顺槽试验段掘进期间分别设置了4组围岩变形测点,间距50m。采用十字布点法对巷道顶板下沉量、两帮位移量和底鼓量数据采集,对数据进行分析结果如下:巷道初掘的3~5天的时间内,围岩变形量较大,7天后,即距离巷道迎头20m以后,巷道围岩变形趋于稳定。两顺槽掘进期间巷道成型较好,围岩变形量较小,支护效果良好。
6.2.1.2回采期间围岩变形观测数据分析
31117工作面运输顺槽回采期间分别设置了6组围岩变形测点,两顺槽测点间距40m。对数据进行分析结果如下:现场观测表明,运输顺槽受工作面采动影响,锚网支护方式下顶底板移近量平均为143mm,两帮移近量平均为104mm;原支架支护方式下顶底板移近量平均为450mm,两帮移进量平均为750mm。可见,采用锚网支护的巷道围岩变形明显减小,支护效果较好,能够满足工作面回采要求。
6.2.2顶板离层观测数据分析
在31117工作面设置4组顶板离层测点,观测数据分析结果如下:巷道顶板离层在巷道初掘的3天左右的时间内,离层变化量较大,7天后,即距掘进迎头20m左右时,顶板离层趋于稳定,与巷道围岩变形规律一致。运输顺槽和回风顺槽的顶板离层值差异不大,离层量均较小,两顺槽深部离层大于浅部离层,说明锚杆锚固效果较好。
6.2.3锚网支护巷道锚杆受力观测数据分析
31117工作面两顺槽共安设5组锚杆受力观测点。巷道锚杆受力观测结果如下:顶板锚杆受力平均增阻值为9kN。外帮锚杆受力平均增阻值为18kN。内帮锚杆受力平均增阻值为5kN。可见,运输顺槽锚杆受力增阻值较小,说明巷道围岩较为稳定。
7改进传统支护工艺,采用主动支护方式
7.1推广锚杆支护及锚杆挂网喷浆技术
(1)一般煤层稳定,顶板完整,侧压不大的情况下可单独使用锚杆支护。通常用树脂锚杆,参数可根据煤、岩性质和结构等实际情况而定。(2)大多情况下锚杆与挂网喷浆联合应用比较多,适应条件广,效果也好。(3)支护材料的选择。锚杆:直径18~20mm,长1800~2200mm。锚杆托盘:选用厚度12mm,钢板制成长150mm,宽100mm的平托板。托板下面设置W钢带托盘,规格为:长×宽×厚=300×265×2.75mm;锚杆均使用配套标准螺母紧固金属网:为直径3~4mm铁丝编制而成,一般采用镀锌铁丝。采用树脂锚固剂。(4)支护参数的确定。锚杆间排距:根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定,通常为了形成压力拱,取小于锚杆长度的一半。喷浆厚度:50~120mm。
7.2采用锚网索技术
(1)对于急倾斜煤层倾角极大,侧压大,底板有滑坡或底鼓倾向的应采用锚网索支护工艺。(2)锚索(高预应力钢绞线):直径14~18mm,锚索长度6000~6500mm,间排距3200mm。
7.3锚杆、锚索及喷浆施工要求
(1)混凝土面层的抗压能力及锚杆锚索的抗拉伸能力测试必须大于设计要求。(2)测试结果平均值时,锚杆锚索的抗拉伸能力必须选取多组测试。(3)可以采用凿孔进行测试墙面喷射混凝土厚度。不同坡面、覆盖整个支护区测试平均厚度要大于设计要求。
8巷道围岩观测、问题分析与对策
一般顶板离层、下沉、冒落、两帮片帮、滑移、收敛变形、底板鼓起等是巷道围岩活动主要表现。由于锚喷巷道围岩活动难以让人察觉,具有突发性、隐蔽性且往往没有明显的预兆性破坏失稳。必须制定有效观测责任制度,严格落实,做好问题的分析以及制定相应的应急措施,以确保采区巷道完好,保障煤矿安全生产能够顺利进行。
9结束语
综上所述,锚网支护技术的成功应用,提高了巷道支护强度和断面利用率,减少了巷道维护工作,降低了支护成本,减轻了职工的劳动强度,具有较高的推广应用价值。
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