極近距離煤層采空區(qū)下巷道補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)參數(shù)研究

郭 萌，弓培林，李 鵬

(1.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024；2.山西能源學(xué)院，山西 太原 030024)

極近距離煤層開(kāi)采中，上煤層開(kāi)采后遺留的保護(hù)煤柱會(huì)產(chǎn)生集中應(yīng)力，并沿底板傳遞到下煤層，且由于上煤層采空區(qū)垮落的矸石會(huì)改變下煤層圍巖應(yīng)力狀態(tài)和結(jié)構(gòu)，巷道掘進(jìn)后易出現(xiàn)頂板下沉破碎等現(xiàn)象[1-3]。巷道變形嚴(yán)重、礦壓顯現(xiàn)劇烈等問(wèn)題會(huì)極大地影響巷道掘進(jìn)效率以及礦山的安全生產(chǎn)，從而造成煤炭資源的浪費(fèi)和人員的傷亡[4-7]。所以實(shí)現(xiàn)巷道支護(hù)的科學(xué)管理對(duì)煤礦安全生產(chǎn)具有重要的現(xiàn)實(shí)性意義。國(guó)內(nèi)外眾多學(xué)者提出了以錨桿(索)為主要結(jié)構(gòu)的支護(hù)方式，然而此種支護(hù)方式對(duì)解決巷道頂板下沉問(wèn)題效果不大。于洋[8]等通過(guò)數(shù)值計(jì)算研究了極近距離上位煤層采空區(qū)下底板巖層的應(yīng)力分布規(guī)律及下位煤層巷道變形破壞特征。蔡健[9]等研究了2種類型下工字鋼支架部位在非均勻受力作用下應(yīng)力和位移特征，對(duì)困難煤巷中工字鋼支架提出了控制對(duì)策。董宇[10]等采用現(xiàn)場(chǎng)調(diào)查分析和數(shù)值模擬方法總結(jié)了巷道失穩(wěn)破壞的主要原因，提出了錨桿和工字鋼聯(lián)合支護(hù)的高強(qiáng)穩(wěn)定支護(hù)技術(shù)。本文以華燁煤礦4301工作面軌道平巷為研究背景，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)調(diào)查、理論計(jì)算和數(shù)值模擬方法研究了不同棚間距支護(hù)方案的圍巖屈服強(qiáng)度、應(yīng)力變化以及頂板位移情況[11-13]，確定了以錨桿支護(hù)為基礎(chǔ)、輔以間距為2m的“工字鋼+單體液壓支架”鋼棚主動(dòng)支護(hù)方式，并成功應(yīng)用于工業(yè)試驗(yàn)。

1 試驗(yàn)巷道概況

華燁煤礦位于呂梁市臨縣境內(nèi)，礦井生產(chǎn)能力為1.2Mt/a。礦井主采4號(hào)和4下號(hào)煤層，其中，4號(hào)煤層平均厚度2.0m，4下號(hào)煤層平均厚度4.2m，層間距為1.05m，屬極近距離煤層，采用下行式開(kāi)采方式。4下號(hào)煤層4301工作面軌道平巷和運(yùn)輸平巷內(nèi)錯(cuò)4號(hào)煤層4108工作面10m，上部煤層遺留區(qū)段煤柱為20m，4下號(hào)煤層4301工作面布置方式如圖1所示。巷道平均埋深350m，煤層巖性主要為泥巖和細(xì)砂巖，底板巖性為泥巖和砂質(zhì)泥巖。

圖1 4下號(hào)煤層4301工作面布置方式

巷道選用矩形斷面，寬為4.4m，高為2.5m，現(xiàn)有支護(hù)方式為“錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁”聯(lián)合支護(hù)，沿煤層底板掘進(jìn)，巷道原支護(hù)參數(shù)見(jiàn)表1。根據(jù)巷道圍巖穩(wěn)定性分類，結(jié)合4下號(hào)煤層地質(zhì)狀況，判定該煤層圍巖屬于Ⅳ類不穩(wěn)定巖層。在原支護(hù)方式下，4301軌道平巷頂板下沉量較大，圍巖變形嚴(yán)重，部分錨桿產(chǎn)生斷裂現(xiàn)象，且由于頂板較為破碎，冒漏現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生，安全問(wèn)題亟待解決。

表1 巷道原支護(hù)方式參數(shù)表

2 理論分析

為保證4301綜放工作面的安全推進(jìn)，提出采用 “礦用工字鋼+單體液壓支柱”補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方式，兩者之間形成的“鋼型框架”整體承載結(jié)構(gòu)能給與頂板一定的支撐力，較好地控制巷道圍巖產(chǎn)生的剪脹變形。選用自然平衡拱理論對(duì)4下號(hào)煤層4301工作面巷道進(jìn)行力學(xué)參數(shù)計(jì)算，選用合理的錨桿支護(hù)參數(shù)；運(yùn)用巖石力學(xué)知識(shí)，建立11#礦用工字鋼梯形支架力學(xué)模型，通過(guò)計(jì)算鋼梁的承載能力，對(duì)材料的力學(xué)參數(shù)進(jìn)行驗(yàn)證，結(jié)合軌道平巷錨桿支護(hù)情況，對(duì)工字鋼棚參數(shù)進(jìn)行合理選擇。

2.1 錨桿錨固參數(shù)的確定

目前，較成熟的錨固支護(hù)理論主要有懸吊理論、減跨理論、組合梁理論和自然平衡拱等理論。結(jié)合4下號(hào)煤層圍巖物理力學(xué)性質(zhì)及實(shí)際開(kāi)采條件，錨桿支護(hù)參數(shù)選用自然平衡拱理論計(jì)算。以軌道平巷為例，計(jì)算如下。

2.1.1 圍巖破壞范圍

煤層巷道煤幫破壞深度C由式(1)確定：

式中，KCX為巷道周邊擠壓應(yīng)力集中系數(shù)，按巷道斷面形狀與寬高比確定，取1.8；γ為巷道上方至地表間地層的平均重力密度，取25kN/m3；H為巷道距地表的深度，取4下號(hào)煤層4301綜放試驗(yàn)工作面平均埋深315m；B為表征采動(dòng)影響程度的無(wú)因次參數(shù)，取1.8；fy為煤層硬度系數(shù)，取1.7；h為煤層厚度或巷道輪廓范圍內(nèi)煤夾層的厚度，取2.5m；φ為4下號(hào)煤的內(nèi)摩擦角，取32.21°。

對(duì)于頂板巖層的破壞深度b，按相對(duì)于層理的法線計(jì)，可根據(jù)式(2)求出：

式中，a為巷道的半跨距，取2.2m；α為煤層傾角，取α=7°；ky為待錨固巖層的穩(wěn)定性系數(shù)，取1.1；fn為錨固巖層的硬度系數(shù)，考慮一定的弱化系數(shù)，此處取2.1。

經(jīng)計(jì)算，軌道平巷內(nèi)4下號(hào)煤層巷道煤幫及頂板的破壞深度分別為0.69m和1.24m。

2.1.2 圍巖壓力

當(dāng)C為正值時(shí)，作用在破壞煤幫一側(cè)支護(hù)體上的壓力Q為：

式中，γy為煤的重力密度，取12.94kN/m3；γn為巖石的重力密度，取25kN/m3。

對(duì)于頂板支護(hù)體壓力QH，按相對(duì)于巖層層理的法線確定為：

QH=2γnabB

(4)

經(jīng)計(jì)算，作用在煤幫及頂板上壓力分別為14.53kN/m和245.52 kN/m。

2.1.3 錨桿長(zhǎng)度

頂錨桿長(zhǎng)度：

Lr=b+Δ

(5)

幫錨桿長(zhǎng)度：

Ls=C+Δ

(6)

式中，Δ為錨桿錨入圍巖破壞范圍之外的深度與錨桿外露長(zhǎng)度之和，一般取0.5～0.7m。

由式(5)、式(6)分別計(jì)算得軌道平巷頂錨桿長(zhǎng)度為1.94m，幫錨桿長(zhǎng)度為1.39m。

2.1.4 錨桿間排距

錨桿排距ar按照式(7)求出：

式中，Z為錨桿錨入自然平衡拱范圍之外的額定深度，取0.45m。

由式(7)計(jì)算得錨桿排距為0.7m。

錨桿間距br按照式(8)求出：

br≤1.0/N

(8)

式中，N為圍巖影響系數(shù)，4下煤層圍巖為IV類中等穩(wěn)定圍巖，取1.0。

經(jīng)式(8)計(jì)算得錨桿間距為1.0m。

綜上，考慮一定的安全系數(shù)，4301試驗(yàn)工作面軌道平巷錨桿支護(hù)時(shí)確定頂錨桿長(zhǎng)度為2000mm，幫錨桿長(zhǎng)度為1800mm，間排距均為1000mm×750mm。且與原錨桿支護(hù)參數(shù)大體相同，減少了因設(shè)計(jì)參數(shù)不一致時(shí)帶來(lái)的施工難度，有利于工作面的安全推進(jìn)。

2.2 礦用工字鋼梯形支架梁的力學(xué)模型

為便于取材，4301工作面軌道平巷選用煤礦支護(hù)常用的11#礦用工字鋼，查其參數(shù)表知：11#工字鋼材質(zhì)主要是20MnK，屈服強(qiáng)度σs為355MPa，抗拉強(qiáng)度σb為510MPa，抗彎截面模量Wz為113.4×10-6m4，慣性矩I為623.7×10-8m4，碳鋼彈性模量E為200GPa。

將工字鋼梯形支架視為簡(jiǎn)支梁，受力狀況為均布載荷類型，經(jīng)推導(dǎo)，工字鋼梁頂梁壓力F為：

由簡(jiǎn)支梁撓曲線方程可知頂梁的下沉值Lx為：

華燁煤業(yè)4301工作面巷道為矩形斷面，巷道高2.5m，寬4.4m，工字鋼棚頂梁跨長(zhǎng)取4.0m。經(jīng)計(jì)算，工字鋼頂梁達(dá)到屈服極限時(shí)，其所受均布載荷為20.13kN/m，整架棚的使用載荷為80.52kN，屈服條件下的最大彎曲下沉量為72.99mm；頂梁破壞時(shí)的均布載荷為28.92kN/m，整架棚的破壞載荷為115.68kN，發(fā)生破壞條件下的最大彎曲下沉量為104.86mm。

對(duì)于極近距離煤層，巷道頂板壓力采取傳統(tǒng)的自然平衡拱理論進(jìn)行計(jì)算，計(jì)算公式如下：

式中，Qd為每米巷道頂板巖石作用在支架上的壓力，kN；f為頂板普氏性系數(shù)，因4號(hào)煤與4下號(hào)煤層間距為1.05m，故頂板普氏系數(shù)取3。

經(jīng)計(jì)算，每米巷道承受的壓力為53.78kN。

2.3 工字鋼棚支護(hù)參數(shù)的確定

根據(jù)上述的計(jì)算結(jié)果，跨長(zhǎng)為4m的11#工字鋼頂梁使用載荷為161kN，破壞載荷為231.34kN，寬為4.4m的每米巷道頂板壓力為53.81kN，所以當(dāng)工字鋼棚達(dá)到使用載荷時(shí)，工字鋼棚距為80.52/53.78=1.5m；當(dāng)工字鋼棚達(dá)到破壞載荷時(shí)，工字鋼棚距為115.68/53.78=2.15m。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況，在原支護(hù)基礎(chǔ)上，增加“工字鋼+單體液壓支柱”棚式密集方式進(jìn)行主動(dòng)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，考慮一定的安全系數(shù)，在允許工字鋼棚有微弱的彎曲下沉的情況下(小于104.86mm)，初步確定棚間距為2m。

3 數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型的建立

以臨縣華燁煤業(yè)4301綜放工作面的工程實(shí)際條件為原型，采用FLAC3D5.0數(shù)值模擬軟件建立模型，模型長(zhǎng)210m，寬60m，高45m，對(duì)研究的巷道周圍進(jìn)行加密處理，模型共劃分116281個(gè)節(jié)點(diǎn)，10800個(gè)單元，模型前后左右四周限制水平位移，底部固支，上部施加7.62MPa垂直應(yīng)力來(lái)模擬上覆巖層的重力，模型采用庫(kù)倫-摩爾本構(gòu)模型進(jìn)行計(jì)算。模擬過(guò)程中錨桿使用cable結(jié)構(gòu)單元，工字鋼采用beam結(jié)構(gòu)單元，單體液壓支柱采用pile結(jié)構(gòu)單元，使用set large命令開(kāi)啟大變形。數(shù)值模型物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。

表2 巖層物理力學(xué)參數(shù)表

3.2 數(shù)值模擬方案

由于4號(hào)煤層與4下號(hào)煤層屬于極近距離煤層，受上層煤開(kāi)采影響，4301工作面軌道平巷掘進(jìn)后不久出現(xiàn)頂板大面積下沉問(wèn)題。為提高巷道圍巖支護(hù)強(qiáng)度，針對(duì)4301工作面軌道平巷實(shí)際地質(zhì)條件，基于原支護(hù)方案，提出 “單體液壓支柱+工字鋼”棚間距分別為1m、2m、3m的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案，分析不同方案的支護(hù)效果。

3.3 模擬結(jié)果分析

3.3.1 巷道圍巖垂直位移分析

對(duì)原方案及3種補(bǔ)強(qiáng)方案進(jìn)行巷道頂板及兩幫位移分析，各方案垂直方向位移云圖如圖2所示。由圖2可知，原方案支護(hù)的頂板下沉量明顯，最大位移處達(dá)到220.6mm，左、右?guī)臀灰品謩e為55.2mm和38.4mm，兩幫位移變化較??；方案一下的頂板最大位移量為104.7mm，其下沉問(wèn)題得到較大改善，圍巖變形得到一定范圍的控制；方案二的頂板最大位移量為52.4mm，有效控制了頂板下沉問(wèn)題；方案三的頂板最大位移量達(dá)到45.3mm。與原方案相比，方案一、二、三頂板位移量減幅分別為52.5%、76.2%、79.5%，底板變形量均在煤礦安全生產(chǎn)允許范圍內(nèi)，方案二、三形成的承載結(jié)構(gòu)很大程度上抑制了巷道頂板下沉。

圖2 垂直方向位移云圖

3.3.2 巷道圍巖屈服破壞情況分析

原方案和3種補(bǔ)強(qiáng)方案的圍巖屈服破壞情況如圖3所示。由圖3可知，巷道頂板及兩幫出現(xiàn)塑性區(qū)域較多，其中頂板塑性破壞尤為嚴(yán)重，底板破壞問(wèn)題不明顯。兩幫及頂板的塑性破壞深度基本包絡(luò)錨桿全長(zhǎng)，鋼棚支護(hù)效果良好。

圖3 巷道圍巖屈服破壞云圖

3.3.3 巷道圍巖垂直應(yīng)力分布分析

各支護(hù)方案的巷道圍巖垂直應(yīng)力云圖如圖4所示。軌道平巷掘進(jìn)后，應(yīng)力集中區(qū)域主要集中在巷道頂板，應(yīng)力范圍是0.03～10.2MPa，表明巷道頂板出現(xiàn)了塑性區(qū)域，圍巖承載力較低。隨著“單體液壓支柱+工字鋼”棚間距的增大，垂直應(yīng)力集中區(qū)域逐漸向巷道兩幫轉(zhuǎn)移，且應(yīng)力峰值位置靠近巷道兩幫。分析表明在鋼棚承載結(jié)構(gòu)作用下，巷道失穩(wěn)破壞得到有效控制。

圖4 巷道圍巖垂直應(yīng)力云圖

綜合分析，采用方案一支護(hù)軌道平巷時(shí)，頂板下沉量明顯減小，仍達(dá)不到礦山安全生產(chǎn)的要求；采用支護(hù)方案二、三時(shí)，頂板下沉量能夠達(dá)到50mm之內(nèi)，位于礦山安全生產(chǎn)的可控范圍，充分發(fā)揮了圍巖承載能力，提高了“錨桿+金屬網(wǎng)+工字鋼+單體液壓支柱”的結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性，兩種方案的支護(hù)效果無(wú)明顯差異，但方案三使用的支護(hù)材料明顯增多，考慮到巷道掘進(jìn)支護(hù)費(fèi)用與效率，選用方案二作為最佳支護(hù)方案，最終確定工字鋼棚間距為2m。

4 工程試驗(yàn)

4.1 巷道支護(hù)方案確定

針對(duì)4301工作面軌道平巷掘進(jìn)后頂板大面積下沉以及現(xiàn)有支護(hù)方案下巷道變形較大等特點(diǎn)，根據(jù)理論計(jì)算和數(shù)值模擬結(jié)果，最終確定軌道平巷最佳支護(hù)方案，即“錨桿+金屬網(wǎng)+工字鋼+單體液壓支柱”棚式支護(hù)的超強(qiáng)穩(wěn)定支護(hù)結(jié)構(gòu)，錨桿選用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿，工字鋼型號(hào)選用11#鋼材，單體液壓支護(hù)型號(hào)為DW28-250/100。軌道平巷支護(hù)斷面如圖5所示。

圖5 軌道平巷支護(hù)斷面圖(mm)

4.2 支護(hù)效果分析

華燁煤礦4301工作面為試驗(yàn)工作面，應(yīng)用優(yōu)化后的支護(hù)方案，于4301工作面軌道平巷內(nèi)設(shè)置3組測(cè)站，布置頂?shù)装鍎?dòng)態(tài)儀，記錄頂板表面位移數(shù)據(jù)以及兩幫移近量。監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，3組測(cè)站頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大值分別為58.7mm、45.2mm和49.5mm，平均51.1mm；兩幫相對(duì)移近量最大值分別為45.6mm、54.1mm、52.9mm，平均50.9mm。巷道圍巖變形得到有效控制，解決了巷道掘進(jìn)后頂板大面積下沉問(wèn)題，滿足巷道支護(hù)強(qiáng)度需求，支護(hù)效果良好。

4.3 經(jīng)濟(jì)效益分析

采用以高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)為基礎(chǔ)，輔以棚間距為2m的“工字鋼+單體液壓支柱”鋼棚主動(dòng)支護(hù)方式，在4301工作面回采后，11#工字鋼以及單體液壓支柱可以循環(huán)使用，按一架11#工字鋼5.5元，一根型號(hào)為DW28-250/100的單體液壓支柱700元計(jì)算，共節(jié)省投資164.2萬(wàn)元，符合共建資源節(jié)約型社會(huì)的發(fā)展理念。

5 結(jié) 論

1)華燁煤礦4301工作面軌道平巷出現(xiàn)大面積下沉問(wèn)題，巷道變形嚴(yán)重，礦壓顯現(xiàn)劇烈嚴(yán)重影響了煤礦的安全高效生產(chǎn)，提出了以高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)為基礎(chǔ)、輔以 “11#工字鋼+單體液壓支柱”的鋼棚式主動(dòng)支護(hù)方案。

2)通過(guò)分析不同支護(hù)方案下的圍巖屈服、垂直應(yīng)力以及頂板垂直位移特征，最終確定棚式支護(hù)間距為2m。

3)該方案在試驗(yàn)巷道成功應(yīng)用，提高了巷道的安全穩(wěn)定性，具有較大的經(jīng)濟(jì)效益。