浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护系统研究

浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护系统研究

0大断面开切眼支护技术打开是工作面设备的位置，其稳定性严重影响了工作面的安全高效回采。近年来，随着采煤技术自动化、智能化以及开采装备大型化、重型化的发展，开切眼断面日趋增大，进而产生众多超大断面开切眼，断面增加将引发围岩变形增大，支护难度增大，因此，合理控制大断面开切眼变形对工作面安全高效回采具有深刻意义国内外众多学者对大采高超大断面巷道支护进行了研究，文献上述各支护技术可有效控制开切眼及大断面巷道围岩变形，但对于浅埋深薄基岩大采高开切眼合理支护尚未形成一套完善、可复制的体系。以红柳林矿25206工作面开切眼为工程背景，优化现有支护系统，通过前期监测，中期支护，后期实践的过程，实现支护构件支护效能的提高及对开切眼围岩变形的有效控制，相关研究成果可为相似矿井的开切眼支护研究提供借鉴。1开切眼围岩支护参数设计25206工作面布置于5为准确反映开切眼围岩概况，矿井采用YSZ(B)型钻孔窥视仪进行开切眼顶板探测，25206工作面开切眼5个测点布置如图1所示。通过现场探测确定开切眼顶板岩性单一，掘进阶段开切眼预留厚2.5～3.0m顶煤，且顶煤浅部0.8～1.2m有微弱裂隙发育，深部围岩完整性高，裂隙基本不发育;开切眼直接顶结构完整，强度较高，无裂隙发育，因此，开切眼顶部围岩体稳定性较高。矿井支护设计主要采用经验法和工程类比法，支护参数设计主要类比张家峁煤矿15204工作面和柠条塔煤矿N1210工作面，其围岩泥质胶结，节理发育，稳定性较差，而25206工作面开切眼支护参数与上述工作面基本相同。基于前述探测结论，说明25206工作面可能存在支护强度过高，支护密度太大的情况，因此需要进行开切眼围岩变形和锚杆(索)支护载荷监测，为开切眼支护参数的优化处理提供现场数据的佐证。2围岩支护难度在浅埋深薄基岩条件下，巷道断面尺寸增大将引发围岩变形加剧，支护难度增大。基于围岩变形和支护效能分别进行开切眼表面位移监测、深基点位移监测和锚杆(索)阻力监测。2.1顶底板移近量开切眼表面位移采用十字布点法监测，监测周期40d，监测结果如图2所示(2014年数据)。监测1～7d开切眼顶底板移近量增长较快，在10～15d后逐渐趋于稳定。监测周期内，开切眼顶底板移近量显著高于两帮移近量，表明工作面垂直应力显现较水平应力明显。在距离运输巷15、95、175、255、335m条件下，其中顶底板移近量最大值分别为40、38、36、40、42mm，说明在开切眼两端头位置处变形较中部大。由此可得，大断面开切眼围岩变形量较小，即使在开切眼端头处，变形量仍处于安全范围内，说明现有支护方式能有效保持其稳定，支护强度的合理性需进一步确认。2.2开切眼深基点离层量特征深基点位移监测采用YHW300围岩位移测定仪和FCH2G/1手持采集器。依据图1布置测点，在测点顶板上方1.0、3.0、6.0、10.0m位置进行离层监测，监测周期43d。如图3所示，不同位置的开切眼顶板离层量变化趋势相类似，开切眼距运输巷15、95m位置，在1～4d，顶板离层量迅速增加，而后趋于稳定，其中距运输巷15m处，开切眼深部围岩离层量最大为30mm，距离95m处，为28mm。距运输巷175、255m处，在1～8d，围岩变形剧烈，而后逐渐趋于稳定，其中，距运输巷175m处，开切眼深部围岩离层量稳定在25mm，距离255m处，为30mm。距运输巷335m处，即开切眼端头位置，围岩变形时间更长，在第10d后围岩变形逐渐趋于稳定，离层量稳定在32mm。因此，开切眼深基点离层量呈现中间小，端部大的特点，且邻空侧端头稳定时间较长。纵向分析知，顶板在深入岩层0～1m和0～3m离层量差异大，而在0～6m和0～10m位移线基本重合，说明顶板离层主要发生在0～1m和0～3m的浅部围岩内，而0～6m和0～10m区域内岩层连续。第1节顶板岩性监测结论说明，顶板围岩稳定，变形破坏主要发生在围岩0～3m深处，而变形主要来源于顶煤破坏，该区域为支护的主要对象，同时需要注意，开切眼顶板围岩离层量较小，即使在端头位置，最大变形量也稳定在32mm，说明支护强度偏高，为更直接确定支护构件的支护效果，有必要进行锚杆(索)阻力监测。2.3顶锚杆支护阻力现场采用CMSW6(A)锚杆锚索无损检测仪进行锚杆(索)阻力监测，监测断面如图4所示，监测位置如图1所示。如图5所示，锚杆(索)在1～10d支护阻力变化明显，第10d后达到最大值，并逐渐趋于稳定，其中距运输巷15m和335m处，开切眼顶锚索支护阻力均高于100kN，分别为108kN和101kN;相应顶锚杆支护阻力分别为68、58kN，帮锚杆支护阻力稳定值分别为60、50kN，而距运输巷95m和255m处，即开切眼中部位置锚杆(索)支护阻力较小，其中顶锚索稳定值分别99、98kN，顶锚杆稳定值分别为57、56kN，帮锚杆稳定值均为42kN。如图6所示，开切眼端头附近锚杆(索)支护阻力较大，主要分布在距端头约10m范围内，开切眼其他位置锚杆(索)支护阻力偏小，远小于自身额定支护阻力，可能存在支护密度过大情况。同时对比图6a和图6b可知，在支护初期，顶板锚杆预紧力高于帮部锚杆，帮部锚杆存在增阻速度慢的情况。结合第2.1节和2.2节监测结论可知，开切眼原有支护方案，导致支护构件支护效能发挥不足，尤其在中部区域，支护阻力小，增速慢，支护阻力远未达到额定状态，因此进行现有支护方案的优化设计十分必要。3锚杆-锚索联合支护时围岩稳定性分析基于文献龙景奎如7a所示，当锚杆和预应力锚索同时安装时，锚杆与锚索对围岩起到共同的加固作用。由于锚索的工程延伸量较小，围岩在该变形范围内产生的松动破坏区较小。所以，锚杆与锚索均以加固围岩的作用为主，共同提高锚固体的承载能力，保持围岩稳定。如果围岩支护体和锚索的特性曲线不能与曲线1相交，说明单独采用锚杆支护或锚索支护都不能控制围岩达到稳定状态。而锚杆-锚索共同支护时其共同支护曲线2与曲线1相交，说明联合支护提高了支护体的承载能力，在曲线的交点A处，围岩的变形破坏得到控制。如图7b所示，在软弱破碎围岩条件下，巷道变形量很大，为了避免采用锚杆-锚索联合支护时锚索延伸量超过极限而破断，可以采用类似软岩支护中的二次支护方法进行锚索加强支护。在巷道开挖初期，围岩完整性好，通过锚杆的加固作用，锚固体的承载能力较高，围岩在一定变形范围内可以保持自身的稳定。随着围岩变形的增大，锚固体的承载能力和自稳性降低，同时围岩集中应力向深部转移，围岩变形趋于稳定。在锚岩支护体失稳之前，再通过锚索的悬吊作用，保持锚岩支护体和围岩的稳定。4开切眼围岩的控制技术4.1锚杆基础支护25206工作面原有支护参数如图8a所示。结合自然平衡拱理论进行开切眼优化设计，确定其顶部锚杆规格ue54f20mm×2600mm，帮部锚杆ue54f18mm×2200mm，锚杆间排距均为1.2m×1.2m，顶板锚索规格ue54f17.8mm×6000mm，间排距2m×2.4m，同时基于图7所示原理，进行锚杆基础支护，锚索补强支护，如图8b所示。4.2支出计划的值的模拟分析采用FLAC4.2.1顶锚杆间距及锚杆长度对围岩压力拱的影响进行锚杆基础支护参数的确定，为全面反映支护效果，基于原有支护参数分别进行锚杆锚索正交方案的设计。锚杆参数正交方案见表2，结合巷道围岩锚固性能和高预应力锚固要求，各方案锚杆预紧力施加大小为50kN，通过对不同模拟方案的数据提取，获得如图9所示的不同方案开切眼顶帮预应力分布。由图9a可知，在开切眼顶板0～1.5m的浅部围岩区，随着锚杆支护密度的提高，支护体内所受压应力相应增大，表明锚杆间压应力从独立分布到靠近重叠，提高了支护体的压应力，改善了支护体内部应力条件，增强了浅部围岩稳定性。同时在试验方案中，当锚杆间距降低到1200mm时，开切眼顶板浅部围岩所受压应力显著提高，增长约30kPa，但当锚杆间距继续降低时，围岩体压应力增幅较小，如当间距从1000mm降低至800mm时，压应力提高0.8kPa。基于上述分析，在当前开切眼岩层参数下，顶锚杆间排距取1200mm×1200mm最佳。同理可得，帮锚杆间排距取1200mm×1200mm最佳。基于上述结论进一步确定锚杆长度，通过模拟获得不同长度下锚杆支护预应力场，如图10所示。由图10可知，当帮部锚杆长2.0m时，两帮区域形成亮红色压力拱，厚度约2.0m，范围较小，围岩体内部压应力最大值0.047MPa，因此对围岩支护能力有限。当帮部锚杆长度增加至2.2m时，亮红色区域增大，厚度约2.2m，但最大压应力降低至0.046MPa，较锚杆2.0m最大压应力变化不大，因此两帮支护能力显著提高;当锚杆长度继续增加至2.4m时，压力拱厚度增加至2.4m，但最大压应力降低至0.045MPa;当锚杆长度增加至2.6m时，压力拱厚度增大范围不明显，同时最大压应力继续下降，较锚杆2.2m时下降了2.0%，同时帮锚杆间压应力区连续性明显降低。当顶板锚杆长2.2m时，顶板区域形成亮红色压力拱，厚度约2.0m，范围较小，且锚杆间压应力独立性强，未能形成有效重叠的连续性压应力区，因此顶部锚固体支护能力有限。当顶板锚杆长度增加至2.6m时，亮红色区域厚度增大至2.6m，锚杆间压应力区逐渐重叠，低应力区范围减小;当锚杆长度继续增加至3.0m时，压力拱厚度增加至3.0m，但最大压应力较锚杆2.6m时变化不大;当锚杆长度增加至3.4m时，部分顶板围岩锚固端出现零应力区，锚固端整体压应力降低明显，且压力拱厚度无明显增加。基于前述分析，开切眼支护方案中，顶板选用长度2.6m锚杆，两帮选用2.2m锚杆比较合适。4.2.2锚杆支护对开切眼围岩承载结构的影响基于优化后的锚杆支护参数，进行不同时段锚杆支护位移变形监测，以确定锚索补强支护的合适参数。开切眼测点布置如图11所示。不同时步下开切眼变形如图12所示。顶底板位移变化明显，从帮部向顶底板中部，开切眼围岩位移逐渐增加，帮部位移变化较小，位移从底部向顶部呈现逐渐降低的趋势。上述规律表明，开切眼围岩受垂直应力作用明显，顶底板变形后进一步促进开切眼帮部变形，当变形一段时间后，断面开始均匀缩小。因此当开切眼围岩只进行锚杆支护时，围岩浅部形成的承载结构仍不稳定，顶底板持续变形进一步促进两帮变形。为了有效控制大断面开切眼的变形，应在锚杆支护形成的支护承载结构的基础上，在开切眼顶部进行锚索补强，提高支护体的强度和围岩的自承载能力，以增强支护承载结构的稳定性。基于上述结论，结合第4.1节和4.2.1节支护方案进行锚索支护参数模拟，结果如图14所示，在锚杆支护的基础上对顶板采用锚索补强，其中锚索直径均为17.8mm。对比图13a和13b可知，支护方案选用3根长7.3m锚索时，开切眼顶板围岩内预应力区域小于4根长7.3m锚索方案，但后者近帮部的2根锚索所形成的预应力未与锚杆支护预应力区域有效重合，造成顶板支护预应力场连续性不足，主动支护效率差。对比图13c和13d可知，当锚索长度减小到6.0m时，锚索间的压应力区和锚索两端的预应力区都实现了有效重叠，并形成1个支护应力的有机连续体，但当顶板采用3根锚索时，两端锚索支护预应力与锚杆支护预应力结合性不足，当增加至4根时，锚杆-锚索预应力形成连续的支护压应力整体，有助于开切眼顶板的控制。基于现场锚索施工特点及经济合理性，确定锚索直径17.8mm，长度6.0m，顶板均匀布置4根锚索。5现场试验验证因25206工作面正在回采，25207工作面与25206工作面地质条件类似，所以现场选取25207工作面开切眼内距运输巷130～180m进行优化支护试验，试验布置如图14所示。5.1围岩变形量分析通过监测获得不同位置巷道表面位移变化，如图15所示，监测周期50d，至运输巷距离分别为20、80、145、165、330m。在两端头位置，即距运输巷20、330m的位置，两帮移近量最大值分别为11、12mm，顶底板移近量最大值均为40mm。在距运输巷80、145、165m位置，两帮移近量分别为8、9、8mm，顶板移近量最大值分别为35、36、35mm。各个位置较原支护方案围岩变形量均有所减小。分析图15(2015年数据)可知，在1～10d，巷道围岩初期变形明显，其中顶底板变形较大，且达到稳定变形所需时间较两帮长，第10d之后，巷道围岩变形缓慢，同时巷道围岩变形依旧呈现两端大中间小的情况，且两端区域开切眼围岩稳定所需时间较中部更长。上述监测表明，支护方案优化后，巷道顶底板和两帮变形有所降低，因此其围岩变形控制更有成效。5.2切眼围岩变形稳定时间分析本次深基点位移监测采用仪器同2.2节，监测点布置如图14所示，各测试断面各基点间位移如图16(2015年数据)所示，监测周期50d。分析图16可知，当距运输巷道20、80、145、165、330m时，开切眼围岩达到稳定的时间分别为6、7、8、9、9d，且浅部(0～1.0m,0～3.0m)位移稳定值分别为(14、24mm),(12、22mm),(12、20mm),(13、21mm)和(14、25mm)，顶板深部围岩区域变形稳定值在两端头均为30mm，中间区域则为25mm，分析可知，开切眼中间区域围岩稳定所需时间较长，但围岩变形最大值较小，两端头区域围岩稳定时间较短，且由于两端头应力状态不同，因此时间有一定差异性，但变形最大值均较中部区域高。对比第2.2节监测内容可知，开切眼围岩变形稳定值前后基本相同，说明在优化支护参数后，支护构件的支护效能同于原支护方案，但单位支护构件的支护效能要优于原支护方案。5.3支护参数优化后锚杆索稳定性明显提升锚杆(索)支护阻力监测采用MCS-400锚杆(索)测力计，分别在距运输巷80、145、165m处进行监测，通过监测获得不同位置锚杆(索)支护阻力变化，如图17所示(2015年数据)，监测周期50d。结合图5、图17可知，优化支护参数后，锚杆(索)支护阻力达到稳定状态时长增加，但支护阻力最大值有所提高，在同等位置，原支护方案顶锚索支护阻力稳定值仅在两端头位置超100kN，优化支护参数后，各个监测点位置均超过100kN，其中距运输巷165m位置，顶锚索支护支护阻力稳定值118kN，距运输巷80m，顶锚索支护支护阻力稳定值106kN。优化支护参数后，顶部锚杆和帮部锚索支护支护阻力显著提升，在距运