大斷面回采巷道穩(wěn)定性控制研究

于明生，翟英達(dá)

（1.太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，太原030024；2.神華包頭能源有限責(zé)任公司李家壕煤礦，內(nèi)蒙古包頭014000）

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大斷面回采巷道穩(wěn)定性控制研究

于明生1，2，翟英達(dá)1

（1.太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，太原030024；2.神華包頭能源有限責(zé)任公司李家壕煤礦，內(nèi)蒙古包頭014000）

摘要：為了研究大斷面回采巷道支護(hù)穩(wěn)定性，以陽(yáng)煤一礦S8310工作面為研究對(duì)象，建立了頂板簡(jiǎn)支梁結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，深入探討了頂板破斷的極限跨距，采用理論計(jì)算、數(shù)值模擬正交試驗(yàn)法，對(duì)比分析不同支護(hù)參數(shù)對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響，并最終提出合理的支護(hù)參數(shù)，為陽(yáng)煤一礦的安全生產(chǎn)提供了有力的理論支撐。

關(guān)鍵詞：回采巷道；極限跨距；正交試驗(yàn)

大斷面是指巷道高度在3 m以上，且其跨度達(dá)到5.5 m以上的斷面。近年來(lái)，受工作面產(chǎn)量的不斷提升及回采設(shè)備的不斷革新等影響，對(duì)回采巷道斷面的要求也越來(lái)越苛刻[1]。劉成研究表明，隨著回采巷道斷面的不斷加大，底鼓是制約巷道安全生產(chǎn)的關(guān)鍵因素，巷道巖梁結(jié)構(gòu)極易失穩(wěn)[2]。劉錦榮提出回采巷道不僅受到底鼓的影響，同時(shí)巷道頂板受到剪切與離層破壞，可知要想維護(hù)回采巷道的穩(wěn)定性，兩者是關(guān)鍵部位[3]。周東磊提出在控制回采巷道底鼓過(guò)程中，巷道兩側(cè)底角的支護(hù)與否對(duì)巷道是否發(fā)生底鼓起到至關(guān)重要的作用[4]。

以上前人的研究成果為研究大斷面巷道的穩(wěn)定性提供了理論依據(jù)，具有一定的參考指導(dǎo)意義，但遺憾的是，缺少對(duì)比分析研究。因此選擇陽(yáng)煤一礦15號(hào)煤層的S8310回采巷道，將其作為研究對(duì)象，采用數(shù)值模擬以及正交試驗(yàn)等方法，提出合理的支護(hù)參數(shù)，并通過(guò)理論計(jì)算與分析，提出回采巷道的極限跨度與巷道布置位置，為確保工作面高效安全回采提供理論基礎(chǔ)。

1　工程地質(zhì)概況

陽(yáng)泉一礦煤層平均傾角約為6°，平均厚度為6.51 m，煤層埋藏深度達(dá)到660 m，運(yùn)輸巷采用矩形斷面，高、寬分別為3.7 m，5.1 m。頂?shù)装鍘r性特征圖，見(jiàn)圖1。

圖1　頂?shù)装鍘r性圖

2　大斷面巷道變形破壞理論分析

巷道開挖前圍巖的受力狀態(tài)是三向的，隨著巷道開挖的進(jìn)行，其受力狀態(tài)變成為二向受力。其中水平應(yīng)力作用對(duì)于頂板下位巖層的影響較大，當(dāng)水平應(yīng)力達(dá)到圍巖極限強(qiáng)度時(shí)，圍巖就會(huì)產(chǎn)生裂隙，甚至造成剪切破壞，加上受到來(lái)自本身巖體自重的影響，工作面的冒頂現(xiàn)象就會(huì)時(shí)有發(fā)生。

對(duì)于大斷面巷道而言，最為明顯的影響因素是切向應(yīng)力σθ。理論上，對(duì)于巷道周圍圍巖而言，當(dāng)其切向應(yīng)力比單軸抗壓強(qiáng)度P0大時(shí)，會(huì)造成圍巖變形，繼而產(chǎn)生破壞，與此同時(shí)，二者增大趨勢(shì)呈現(xiàn)出線性相關(guān)的正比例關(guān)系。此外，圍巖初始的應(yīng)力與開采深度也存在著一定的比例關(guān)系，所以可以作為研究的突破口。當(dāng)σθ—σr持續(xù)增大，接近σ0時(shí)，圍巖狀態(tài)發(fā)生改變，變成塑性破壞狀態(tài)。如果該處圍巖的應(yīng)力繼續(xù)降低，加上巖體在外界環(huán)境的影響下，發(fā)生了淋水和風(fēng)化現(xiàn)象，巖體極易膨脹和松垮，使本來(lái)巖體承載的應(yīng)力向兩幫的方向進(jìn)行轉(zhuǎn)移。應(yīng)力轉(zhuǎn)移后，臨近的巖層隨之發(fā)生相似的力學(xué)變化，進(jìn)而塑性圈變大。當(dāng)圍巖的應(yīng)力足夠大時(shí)，塑性圈逐步向圍巖深處延伸，進(jìn)而形成一個(gè)力學(xué)參數(shù)很脆弱的破碎松動(dòng)的圈，形成塑性松動(dòng)圈。如此后果則使得σθ繼續(xù)減少。通過(guò)理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)得出，在巷道周邊σθ降低的幅度很大，在巖體的深部形成了一個(gè)應(yīng)力增大的區(qū)域，其半徑為r0。但是該應(yīng)力場(chǎng)對(duì)于該區(qū)域外的圍巖并沒(méi)有產(chǎn)生明顯的影響，其仍處于穩(wěn)定的三向受力狀態(tài)，該區(qū)域?yàn)槠胶鈶?yīng)力區(qū)Ⅲ。塑性圈內(nèi)部區(qū)域由兩部分構(gòu)成，I是應(yīng)力降低區(qū)，Ⅱ是應(yīng)力增高區(qū)，見(jiàn)圖2。

圖2　圍巖彈塑性應(yīng)力分布圖

3　巷道圍巖變形破壞的極限跨度理論分析

根據(jù)理論分析，將陽(yáng)煤一礦S8310大采高綜采工作面大斷面煤巷頂板看作“簡(jiǎn)支梁”，通過(guò)極限跨度理論，計(jì)算并確定大斷面巷道的極限跨度。

出于簡(jiǎn)化的目的，將用簡(jiǎn)支梁模型來(lái)代替煤層基本頂，見(jiàn)圖3。

圖3　“簡(jiǎn)支梁”各點(diǎn)應(yīng)力分析

A為單位寬度內(nèi)任意一點(diǎn)，則其正應(yīng)力和剪應(yīng)力分別為：

式中：Mx，Tx分別為A點(diǎn)所在截面上的彎矩，kN·m和剪力，kN；y為A點(diǎn)到中性軸的距離，m；h為梁的厚度，m。

經(jīng)計(jì)算得知，在簡(jiǎn)支梁的中央部位，其彎矩最大，即在x=1/2L處的截面上，存在最大彎矩，且為Mmax=qL2/8。此時(shí)，相對(duì)應(yīng)的，其拉應(yīng)力、壓應(yīng)力也均存在著最大值，即x=±1/2h處：

式中：q為巖梁上的均布載荷，kN/m2。

在梁的兩個(gè)端點(diǎn)處出現(xiàn)剪力的峰值，即x=0，和x=L的截面上，此時(shí)：

此外，在該截面中軸上出現(xiàn)最大剪應(yīng)力：

根據(jù)煤巖物理力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果，基本頂黑色泥巖的許用正應(yīng)力和剪應(yīng)力分別為σc=3.62 MPa，τc=2.7 MPa。

用σc代替式中的σmax，得到極限跨距L1，其意義為拉應(yīng)力大于其抗拉強(qiáng)度而使得梁破壞情況下的極限跨距。

用τc代替式中的τmax，得到極限跨距L2，其意義為剪應(yīng)力大于其抗剪強(qiáng)度而使得梁破壞的極限跨距。

代入相關(guān)參數(shù)，得：

通過(guò)上述的簡(jiǎn)化分析與計(jì)算可知，對(duì)于S8310大采高綜采面回采巷道，將其煤層頂板簡(jiǎn)化為簡(jiǎn)支梁后，其極限跨距為：

4　大斷面回采巷道掘進(jìn)位置分析

回采巷道沿煤層頂板掘進(jìn)時(shí)，巷道頂板為巖體，而回采巷道沿煤層底板掘進(jìn)時(shí)，最大特點(diǎn)是頂板為煤體，松軟破碎，強(qiáng)度較低，不利于維護(hù)。因此當(dāng)回采巷道沿煤層頂板掘進(jìn)時(shí)，需加強(qiáng)頂板錨桿支護(hù)，其它地質(zhì)條件與沿頂板掘進(jìn)相同。眾所周知，在布置回采巷道時(shí)掘進(jìn)方式的不同，其隨之而來(lái)的支護(hù)后果也是各不相同的。因此，文章主要是在保障回采巷道的支護(hù)錨桿強(qiáng)度、長(zhǎng)度等參數(shù)完全相同的情況下，分別對(duì)沿頂板掘進(jìn)和沿底板掘進(jìn)這兩種方式的優(yōu)缺點(diǎn)進(jìn)行對(duì)比。方案一：沿煤層頂板掘進(jìn)；方案二：沿煤層底板掘進(jìn)。不同掘進(jìn)情況下圍巖變形情況見(jiàn)圖4。

圖4　沿煤層底板和頂板掘進(jìn)時(shí)圍巖變形情況

通過(guò)圖4-a，4-b可知，在保證回采巷道錨桿支護(hù)強(qiáng)度、長(zhǎng)度、頂板錨索等參數(shù)完全相同時(shí)，對(duì)比二者的塑性區(qū)域變形結(jié)果可知，沿頂板掘進(jìn)，回采巷道頂板比較堅(jiān)硬，兩幫媒體相對(duì)比較軟弱，通過(guò)加強(qiáng)兩幫支護(hù)強(qiáng)度，控制兩幫變形量，有利于控制巷道頂板的變形，進(jìn)而提高回采巷道整體的穩(wěn)定；而沿煤層底板掘進(jìn)，回采巷道為頂板和兩幫為煤體，若想達(dá)到同等的強(qiáng)度以便維護(hù)巷道的整體穩(wěn)定性，則需要加強(qiáng)支護(hù)。通過(guò)圖4-c，4-d可知，回采巷道沿煤層頂?shù)装寰蜻M(jìn)時(shí)，頂板圍巖都有向巷道垂直方向移動(dòng)的趨勢(shì)，而兩幫圍巖，則有沿水平方向變形移動(dòng)的趨勢(shì)。因此，沿底板掘進(jìn)，周邊圍巖向巷道移動(dòng)量相對(duì)較大，隨著兩幫煤體的變形，頂板為煤體時(shí)，位移矢量明顯增大，更不利于維護(hù)巷道的穩(wěn)定。通過(guò)圖4-e, 4-f進(jìn)一步可知，沿煤層頂板掘進(jìn)回采巷道相對(duì)于沿煤層底板掘進(jìn)，巷道表面位移更小，有利于維護(hù)巷道的穩(wěn)定。

5　數(shù)值模擬

為進(jìn)一步分析探討各項(xiàng)支護(hù)參數(shù)的合理性及優(yōu)越性，本文針對(duì)錨桿長(zhǎng)度、錨桿直徑和間排距三個(gè)因素，在保證其他參數(shù)不變的前提下，設(shè)計(jì)如下三種支護(hù)方案，對(duì)以上三種參數(shù)進(jìn)行分別研究。

5.1不同錨桿長(zhǎng)度模擬分析

此方案中，錨桿直徑φ=20 mm，錨桿間排距800 mm×900 mm等參數(shù)均保持不變。錨桿長(zhǎng)度分別為1 800 mm，2 000 mm，2 200 mm和2 400 mm。

由圖5可以看出，錨桿長(zhǎng)度的不同，對(duì)圍巖的塑性區(qū)域有著明顯的影響。巷道圍巖塑性區(qū)域的范圍會(huì)隨著錨桿長(zhǎng)度的增加而減小。錨桿長(zhǎng)度為1 800 mm時(shí)，其塑性單元為328，但當(dāng)錨桿長(zhǎng)度為2 400 mm時(shí)，其塑性單元數(shù)量減少到314。

圖5　不同錨桿長(zhǎng)度塑性區(qū)分布圖

5.2不同錨桿直徑模擬分析

在該方案中，保證錨桿長(zhǎng)度2 000 mm，錨桿間排距800 mm×900 mm不變；錨桿直徑分別選取18 mm，20 mm，22 mm和24 mm。

由圖6可以看出，在錨桿直徑由18 mm增加到24 mm時(shí)，其塑性區(qū)域單元由最初的329個(gè)減小到299個(gè)。由此可以看出，錨桿直徑的增加對(duì)于塑性區(qū)域范圍的減小作用影響顯著。

圖6　不同錨桿直徑塑性區(qū)分布圖

5.3不同錨桿間排距模擬分析

此方案中，保證錨桿長(zhǎng)度2 000 mm，錨桿直徑φ=20mm不變；錨桿間排距分別為800mm×900mm，817 mm×900 mm，830 mm×900 mm，850 mm×900 mm。

由圖7可以看出，與之前兩組對(duì)比方案變化規(guī)律不同的是，錨桿間排距增加了，但是塑性區(qū)域的范圍也隨之增加了。最初間排距為800 mm×900 mm時(shí)的塑性單元個(gè)數(shù)為311個(gè)，而當(dāng)錨桿間排距增加到850 mm×900 mm時(shí)，塑性區(qū)域單元的個(gè)數(shù)則增加到330個(gè)，這說(shuō)明增加錨桿間排距，會(huì)導(dǎo)致巷道穩(wěn)定性變差，對(duì)煤層頂板而言，這種影響尤為明顯。

圖7　不同錨桿間排距塑性區(qū)分布圖

通過(guò)上述對(duì)比分析，并考慮經(jīng)濟(jì)效果，確定運(yùn)輸巷支護(hù)方式采用錨桿+金屬網(wǎng)+W鋼帶（頂）+錨索聯(lián)合支護(hù)。具體的支護(hù)參數(shù)為：頂錨桿和幫錨桿均采用左旋無(wú)縱筋螺紋鋼，二者的尺寸分別為φ20 mm×2 200 mm和φ20 mm×2 000 mm。頂錨桿和幫錨桿的間排距分別取800 mm×900 mm和1 000 mm×900 mm。此外，頂板每排布置兩根鋼絞線錨索，其尺寸大小為φ17.8 mm×5 200 mm，間排距均為1 800 mm×1 800 mm。具體參數(shù)布置見(jiàn)圖8。

圖8　巷道支護(hù)參數(shù)布置圖

6　結(jié)論

1）通過(guò)理論計(jì)算，得出巷道開挖以后頂板上覆壓力，將巷道頂板簡(jiǎn)化為“簡(jiǎn)支梁”力學(xué)模型，井分析計(jì)算確定S8310大采高綜采工作面大斷面回采巷道的極限跨度為5.36 m。2）通過(guò)對(duì)比分析，回采巷道采用沿煤層頂板掘進(jìn)更為合理。3）通過(guò)數(shù)值模擬正交分析，最終確定了合理的支護(hù)參數(shù)，使得支護(hù)效果得到進(jìn)一步優(yōu)化。

（編輯：楊鵬）

Stability Control of Large-cross Sectional Mining Roadway

YU Mingsheng1,2, ZHAI Yingda1
(1. College of Mining Engineering, Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024, China; 2. Lijiahao Mine, Baotou Energy Co., Ltd., Shenhua Group, Baotou 014000, China)

Abstract:To study the support stability of large- cross sectional mining roadway, taking S8310 working face in Mine 1 of Yangquan Coal Group as the study object, a structural mechanics model of simple supported roof beams was established and the limited span of roof breaking was explored. With the theoretical calculation and orthogonal test of numerical simulation, we compared the effects of different supporting parameters on the stability and proposed some reasonable supporting parameters, which could provide a powerful theoretical basis for the safe production ofthe mine.

Keywords:miningroadway; limited span; orthogonal test

作者簡(jiǎn)介：于明生（1986-），男，內(nèi)蒙古通遼人，在讀工程碩士，助理工程師，從事礦山壓力及巖層控制的學(xué)習(xí)與研究工作。

收稿日期：2015- 10- 08

DOI:10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.01.014

文章編號(hào)：1672- 5050（2016）01- 0045- 06

中圖分類號(hào)：TD355

文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼：A