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沿空巷道中空锚索注浆加固研究

2017-07-19郗校东

山西化工 2017年3期
关键词:中空煤柱塑性

郗校东

(山西新景煤业有限责任公司,山西 阳泉 045000)

沿空巷道中空锚索注浆加固研究

郗校东

(山西新景煤业有限责任公司,山西 阳泉 045000)

随着煤炭开采强度的增大,矿井开采向深部转移,深部巷道沿空掘巷巷道围岩变形破坏严重,通过FLAC3D数值模拟研究沿空掘巷围岩变形特征,采用中空锚索进行注浆加固。现场实测表明,该支护方式可以有效地控制围岩变形,进一步完善了阳煤一矿的支护体系,具有一定的工程意义。

沿空掘巷;中空锚索;注浆加固

1 工程地质情况

阳煤一矿81205工作面回风巷底板标高723.0 m~690.0 m,平均埋深500 m左右;煤层厚度6.85 m~7.50 m,平均7.25 m,属于厚煤层,煤层倾角2°~8°,平均3°,整体属于近水平煤层;煤层普氏硬度系数f=2.0,比较软,上部和下部分别有0.10 m和0.15 m厚的夹矸,煤层层理发育,节理较发育。15#

煤层直接顶为泥岩,平均厚度0.93 m,直接底为砂质泥岩,平均厚度0.10 m。本工作面井下位于北翼十二采区,工作面西侧为回风巷,东侧为进风巷,西侧相邻工作面为81204工作面(已采),与81205工作面之间留设有15 m宽区段保护煤柱,东侧为81206工作面(已掘未采),北侧为井田边界,南侧为北翼大巷。阳煤一矿81205工作面位置及周边情况如图1所示。

图1 阳煤一矿81205工作面位置及周边情况

2 沿空掘巷巷道围岩变形特征

以一矿81205工作面回风巷实际勘测地质条件为基础,利用FLAC3D数值模拟软件,切实计算巷道两侧应力分布,确定基本顶断裂结构形式,为巷道变形破坏机理研究及加固支护参数的选取提供理论依据。根据81205工作面回风巷的煤层围岩实际综合柱状图,对各层岩性赋值,数值计算模型采用摩尔-库伦模型。根据实际工作面大小,建立数值模型,模型采用平面应变模型,巷道位于模型中央,巷道部分网格细化[1]。

新景矿81205工作面回风巷沿81204采空区沿空掘巷,在81204工作面采完顶板运动稳定后再开挖81205回风巷,巷道一边为煤体,一边为废弃采空区,巷道受到两方面的应力,共同影响其稳定性,一方面是废弃采空区一侧,另一方面是掘进成巷形成的应力集中。现以81205工作面回风巷为原形,利用FLAC3D数值模拟软件对采空侧高应力巷道围岩变形破坏规律进行分析。巷道临空掘进期间,围岩塑性区发育过程如图2所示。

图2 临空掘进期间巷道围岩塑性区发育过程

根据模拟结果,巷道开挖后,巷道顶底板与两帮浅部煤岩体随即发生破坏,顶底板受力发生拉断破坏,两帮受力作用发生剪切破坏,两帮塑性区发育程度大于顶底板,煤柱帮塑性区发育程度大于实体煤帮。巷道4个角处开始出现剪切破坏,大致沿中分线方向发展,且煤柱帮剪切破坏范围大于实体煤帮。开挖初期,巷道围岩塑性区快速发育后趋于稳定,此时,发育速度依然很快。开挖后期,巷道围岩塑性区发育变缓,围岩最终趋于稳定,巷道围岩四角处变形破坏最为严重。掘进期间,巷道实体煤帮塑性区发育深度最大达到2.5 m,巷道煤柱帮塑性区发育深度最大达到3.5 m;顶板和底板达到1.5 m;顶角处靠近煤柱帮塑性区发育达到6.48 m,靠近实体煤帮塑性区发育达到5.5 m;底角处靠近煤柱帮塑性区发育达到5.5 m,靠近实体煤帮塑性区发育达到4.6 m[2]。

为了便于分析围岩变形,在巷道围岩中设置测线,用以监测巷道围岩位移变化规律。分别在垂直于巷道顶(底)板方向布置一条长度为10 m的监测线,每隔0.5 m设置1个监测点,每条监测线上共计21个监测点;平行于巷道顶(底)板方向分别布置一条长度为5 m的监测线,每隔0.25 m设置1个监测点,每条监测线上共计21个监测点。巷道底板中间为x坐标0点位置。临空掘进期间,顶底板监测线上巷道围岩变形情况如图3所示。

图3 临空掘进期间巷道顶底板垂直位移

由图3可知,巷道临空掘进期间,位移主要表现为顶板下沉与两帮移近。巷道顶板平均下沉量为361 mm,最大下沉量为390 mm;底板平均底鼓量为18.1 mm,最大底鼓量为20.7 mm,顶底板移近量为379.1 mm;实体煤帮最大水平位移204 mm,煤柱帮最大水平位移489 mm,是实体煤帮的2.4倍。

由数值模拟结果可知,80116工作面回风巷在临空掘进期间,围岩变形相对较小,在水平应力作用下,巷道顶底板以拉裂破坏为主,向巷道内弯曲变形,两帮及巷道两侧顶角处以剪切破坏为主,两角处剪切破坏深度较大,煤柱帮受采动影响相对严重。所以,采空侧高应力巷道围岩破坏形式为复合型破坏,破坏形式复杂,围岩破坏范围广,塑性区发育深度大。

3 注浆加固试验

根据数值模拟结果可知,81205工作面回风巷围岩结构形式为基本顶断裂位置位于巷道正上方,巷道两侧围岩受力不均匀,围岩破碎支护效果差;巷道围岩破坏形式复杂,围岩破坏范围广,塑性区发育深度大,特别是矩形巷道四角处变形破坏情况严重,是注浆加固的重要区域,并根据浆液扩散特征最终确定巷道锚注加强支护方案如图4所示。

图4 中空注浆锚索补强支护巷道断面图

顶板:顶板布置2根中空注浆锚索,位于巷道两顶角处,方向均竖直向上,与煤壁帮、煤柱帮各相距300 mm,钻孔深度均为7 000 mm,采用Φ22 mm×7 200 mm型中空注浆锚索,排距为700 mm,预紧力不低于250 kN,距原始支护第一排350 mm。

两帮:煤柱帮布置1根中空注浆锚索(成三花眼布置),上部注浆锚索与顶板相距800 mm,成水平方向,下部注浆锚索与底板相距600 mm,与水平方向成30°向下,采用φ22 mm×4 800 mm型中空注浆锚索,钻孔深度为4 500 mm,帮锚索间距为700 mm,预紧力不低于250 kN。

注浆材料选用注锚剂,属于双液注浆材料,A、B液混合黏度低,能渗入较细岩缝中,反应迅速,形成的固结体具有高强度、高韧性,抗压缩形变、抗拉伸、抗剪切,能够把原来松散的、破碎的、不连续的煤岩体围岩胶结成连续的、完整的受力体。注浆泵选择ZBQS-8.0/12.0型气动注浆泵,其结构紧凑、体积小、质量轻、移动方便,能够改变压力气体的流量进行无级调速,安全可靠。

中空注浆锚索主要由锚索索体、托盘、索具、止浆塞部件组成。锚索索体由3部分组成,顶部实心段用于搅拌树脂实现端锚,中间段内有软性芯管(柔性注浆管),便于锚索弯曲和注浆,中间段与顶部实心段具有出浆口,锚索尾部为紧固段,内用高强合金管(刚性注浆管),当锚具紧固时索体不收缩。止浆塞采用锥形橡胶止浆塞。若考虑到煤岩体裂隙被完全填满浆液,充分发挥其胶结作用,保证巷道的稳定性,其判定标准就是注入的浆液溢出,再也进不去为止。注浆量计算见式(1)。

Q=ALπR2βλ

(1)

式中,Q为浆液注入量,m3;A为浆液消耗系数,取1.3;L为注浆段长度,分别取7.2 m、4.8 m;R为浆液有效扩散半径,取1.5 m;β为围岩裂隙率,取0.1;λ为浆液的充填系数,取0.8。

经计算,注浆段长度为7.2 m时,注浆量约为2.35 m3,注浆段长度4.8 m时,注浆量约为4.12 m3,注浆段单位长度注浆量约为0.74 m3。

锚索索体是大强度、螺旋式、大应力的钢丝紧密螺旋在一起的。这种钢丝是一种新型材料,变形程度非常大,该钢丝的主要特征是在碾压、延展、拉伸形成普通钢丝过程中,形成半成品时利用拉亚特性的塑性并行阶段,使钢丝3根~6根形状相似连续不间断的凸起铰接在一起,外形呈似圆形,且钢丝每处截面面积都相同[3-4]。

邻近工作面开采后,巷道围岩变形经过前期释放,已逐渐稳定,在本工作面回采前,对回风巷进行锚注加固支护。根据巷道围岩情况,选择注浆压力在3 MPa~5 MPa,围岩条件较好时,选择较大的注浆压力,较为破碎时,选择相对较小的注浆压力;初步选择注浆时间在30 s~50 s,不再进液时停止注浆。

4 结论

根据以上研究结论并综合考虑试验巷道采矿地质条件,设计了采空侧高应力巷道锚注加固方案,并制定了矿压监测方案。监测结果表明,锚注加固区内顶板和底板的相对移近量减少了21.8%,两帮相对移近量减少了21.6%,锚索受力增大了12.3%,锚注加固方案起到了显著的效果。

[1] 郑西贵,姚志刚,张农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):459-465.

[2] 王成,韩亚峰,杜泽生,等.沿空掘巷围岩控制技术的发展与展望[J].煤矿开采,2014,19(4):1-4.

[3] 黄中峰.中空注浆锚索破坏规律分析及关键技术性能优化[J].金属矿山,2015(9):116-121.

[4] 刘文涛,王安舍,张正斌,等.中空注浆锚索在沿空留巷支护中的应用[J].煤炭工程,2011(6):42-44.

Researchongroutingreinforcementofhollowanchorcableingob-sideentrydriving

XIXiaodong

(ShanxiXinjingCoalIndustryCo.,Ltd.,YangquanShanxi045000,China)

With the increase of mining intensity, coal mining becomes deeper.The deformation and damage of surrounding rock in gob-side entry drivingof deep roadway is serious.The deformation characteristics of surrounding rock in gob-side entry driving are studied by Flac3Dnumerical simulation, grouting reinforcement by hollow anchor cable is adopted.The field measurementshows that the supporting method can effectively control the deformation of the surrounding rock, further perfecting the supporting system of No.1 mine in Yangquan Coal Industry, which has a certain engineering significance.

roadway driving along goaf; hollow anchor cable; grouting reinforcement

2017-03-21

郗校东,男,1987年出生,2015年毕业于中国矿业大学,助理工程师,现从事矿山机电方面的工作。

10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2017.03.40

TD265.4

A

1004-7050(2017)03-0117-04

煤矿工程

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