崔元慶
(潞安集團(tuán) 郭莊煤礦,山西 長治 046100)
巷道的穩(wěn)定性會直接影響到礦井的生產(chǎn)與安全。隨著煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的發(fā)展與提高,使得布置在巖層中的開拓、準(zhǔn)備巷道改為在煤層中布置,實(shí)現(xiàn)了全煤巷道布置[1]。一些煤層大巷兩側(cè)布置的回采工作面開采完畢后,大巷會處于孤島煤柱內(nèi)。孤島煤柱兩側(cè)的采動應(yīng)力相互影響,甚至產(chǎn)生疊加,會對大巷的維護(hù)造成嚴(yán)重影響[2],嚴(yán)重制約了礦井生產(chǎn)效率的提高,成為礦井急需解決的一大難題[3-4]。
郭莊煤礦一采區(qū)膠帶巷沿3號煤層底板布置,3號煤層厚度6.5 m,巷道為矩形斷面,尺寸為寬×高=4.4 m×3 m,埋深267 m。煤層直接頂為粉砂巖,厚度0.82 m;基本頂為2.03 m厚的砂巖;底板為0.82 m厚的泥巖和11.74 m厚的中砂巖。東側(cè)布置有推進(jìn)方向與膠帶巷延伸方向一致的3個回采工作面(1303、1302、1301工作面),已于2001年回采完畢,留設(shè)的保護(hù)煤柱寬度為50 m;西側(cè)為2301工作面,保護(hù)煤柱寬度為60 m,回采完該工作面后,一采區(qū)膠帶巷處于一個孤島煤柱中。在兩側(cè)工作面回采過程中以及回采結(jié)束后,一采區(qū)膠帶巷收縮變形劇烈,表層所噴漿體開裂脫落,部分錨桿被拉斷,托盤變形嚴(yán)重。兩工作面之間由西向東依次為一采區(qū)回風(fēng)巷、一采區(qū)軌道巷、一采區(qū)膠帶巷、一采區(qū)新回風(fēng)巷,除膠帶巷沿3號煤層底板布置外,其余均沿煤層頂板布置,且兩側(cè)工作面回采后仍能保持巷道完好,基本無采動影響。一采區(qū)膠帶巷是郭莊煤礦的基礎(chǔ)大巷之一,服務(wù)年限長,還要繼續(xù)完成整個水平的運(yùn)輸任務(wù),所以解決一采區(qū)膠帶巷的二次支護(hù)問題十分重要。為此,本文針對郭莊煤礦一采區(qū)膠帶巷在強(qiáng)采動影響下的二次支護(hù)進(jìn)行研究。一采區(qū)膠帶巷采掘工程平面見圖1所示。
膠帶巷原頂板支護(hù)采用D20 mmL2 400 mm的螺紋鋼錨桿,每排4根,排距1 100 mm,間距1 200 mm,靠近巷道幫部處的錨桿安設(shè)角度為與垂線呈20°,其他垂直頂板打設(shè);配備6 mm厚圓形托盤,圓托盤直徑80 mm;梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接,梯子梁長3.8 mm;鋪設(shè)由10號鉛絲編織的金屬網(wǎng)。
兩幫支護(hù)采用D16 mmL2 000 mm的圓鋼錨桿,每排3根,排距1 100 mm,間距1 200 mm,靠近頂板的錨桿上仰20°打設(shè),靠近底板的錨桿下扎10°安裝,其余水平布置;配備6 mm厚圓蝶形托盤,圓托盤直徑80 mm;梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接,梯子梁長2.4 m;金屬網(wǎng)為10號鉛絲編織的金屬網(wǎng)。
支護(hù)完成后在巷道表面進(jìn)行噴漿處理,噴漿厚度100 mm。支護(hù)示意如圖2。
針對一采區(qū)膠帶巷受采動影響出現(xiàn)的變形問題,現(xiàn)提出兩種二次支護(hù)方案進(jìn)行對比,以確定最優(yōu)方案。為了對比方案效果,連同原方案一起進(jìn)行數(shù)值模擬分析。方案內(nèi)容見表1。表中錨桿均采用直徑為22 mm,長度為2 400 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,錨索均采用D22 mmL7 300 mm。支護(hù)參數(shù)示意如圖3所示。
圖2 一采區(qū)膠帶巷原支護(hù)參數(shù)(mm)
方案頂板兩幫方案I原方案原方案方案II每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打一排6根錨桿,間排距800 mm×1 100 mm,梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接;原錨桿處每排補(bǔ)打2根錨索,間排距2 000 mm×1 100 mm。 每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打四根錨桿,間排距850 mm×1 100 mm方案III每相鄰兩排錨桿中間交替補(bǔ)打一排6根錨桿、2根錨索,錨桿間排距800 mm×2 200 mm,錨索間排距2 000 mm×2 200 mm,梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打兩根錨桿,間排距1 200 mm×1 100 mm
圖3 支護(hù)參數(shù)示意(mm)
取1303工作面采空區(qū)與一采區(qū)膠帶巷之間的煤柱寬度為50 m,2301工作面運(yùn)巷和一采區(qū)膠帶巷之間煤柱寬度為60 m,通過FLAC數(shù)值計算,比較分析膠帶巷在采用兩種不同的二次支護(hù)方案時的巷道穩(wěn)定性,最終確定合理的二次支護(hù)方案。模擬過程為:計算原巖應(yīng)力—掘進(jìn)一采區(qū)膠帶巷并采用原支護(hù)方案支護(hù)—回采1303工作面—回采2301工作面—二次支護(hù)膠帶巷。
以一采區(qū)膠帶巷實(shí)際地質(zhì)條件為背景,建立的模型寬為244.4 m,高為71.81 m,對模型上邊界進(jìn)行加載時載荷按采深240 m深度的上覆巖層重力進(jìn)行計算,保持模型底邊界在垂直方向上固定,維持模型的左右邊界在水平方向上保持不動,原始數(shù)值計算模型如圖4所示。
圖4 數(shù)值計算模型
通過FLAC數(shù)值計算,在不同支護(hù)方案下,膠帶巷圍巖變形量如表2,變形特征如圖5所示,圖6為不同支護(hù)條件下膠帶巷位移矢量圖。
表2不同支護(hù)方案下膠帶巷圍巖變形量mm
方案底鼓量頂板下沉量兩幫移近量Ⅰ48107231Ⅱ3261142Ⅲ3765163
圖6 不同支護(hù)方案下皮帶巷位移矢量
由表2、圖5、圖6可知:
1) 采取原有支護(hù)方案,膠帶巷圍巖底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量分別為48 mm、107 mm、231 mm,三者都比較大,尤其兩幫移進(jìn)量,已影響后期巷道使用,若不采取及時有效的二次支護(hù),巷道勢必出現(xiàn)持續(xù)大變形直至巷道圍巖結(jié)構(gòu)徹底破壞。
2) 雖然方案Ⅱ、Ⅲ不盡相同,但是,模擬計算結(jié)果非常明顯地表明二次支護(hù)對巷道圍巖變形起到了有效的控制。
3) 采用方案Ⅱ后,巷道底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量為32 mm、61 mm、142 mm,分別下降33.3%、43%、38.5%;采用方案Ⅲ后,巷道底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量為37 mm、65 mm、163 mm,分別下降22.9%、39%、29.4%;
4) 兩種二次支護(hù)方案相比較,方案Ⅱ的支護(hù)效果更優(yōu)于方案Ⅲ。況且,方案Ⅱ的高支護(hù)強(qiáng)度的錨桿布置特點(diǎn)更適合一采區(qū)膠帶巷在強(qiáng)采動影響下的頂板、兩幫大變形性質(zhì)。因此,本文采用方案Ⅱ?qū)σ徊蓞^(qū)膠帶巷進(jìn)行二次支護(hù)。
采用方案Ⅱ?qū)σ徊蓞^(qū)膠帶巷進(jìn)行二次支護(hù)后,對巷道表面位移和錨桿受力進(jìn)行了觀測,結(jié)果如圖7、圖8。從圖7可以看出:采用二次加強(qiáng)支護(hù)后,巷道頂?shù)装逡平孔畲鬄?5 mm,兩幫移近量最大為15 mm,說明二次支護(hù)參數(shù)合理,調(diào)動了圍巖的承載能力,有效控制了圍巖的變形。
圖7 二次支護(hù)后巷道表面位移
圖8 二次支護(hù)后錨桿軸向受力
從圖8可以看出:二次支護(hù)后,左幫錨桿受力在0~7 d由41 kN增加到44 kN,較初始安裝時基本不變;頂板中部錨桿初始受力45kN,在11d后,錨桿受力逐漸增加到57kN,之后基本不再變化;右?guī)湾^桿受力在0~13d由52kN持續(xù)增大至74kN,在13~27d緩慢增大至76kN,最終保持不變。