張大明 孫貴洋 李 剛
(遼寧工程技術(shù)大學(xué)礦業(yè)學(xué)院, 阜新 123000, 中國(guó))
人類一半以上建設(shè)工程為巖體工程活動(dòng)(伍法權(quán)等, 2019),礦山建設(shè)工程中,井工開采方式占比最大,露天開采方式只占小部分。井工開采避免不了掘進(jìn)巷道,據(jù)不完全統(tǒng)計(jì),國(guó)有大中型煤礦每年新掘進(jìn)的巷道總長(zhǎng)度高達(dá)8000km左右, 80%以上是開掘在煤層中的巷道,保持巷道暢通與圍巖穩(wěn)定對(duì)煤礦建設(shè)與安全生產(chǎn)具有重要意義(康紅普等, 2010)。
隨著錨桿(索)支護(hù)的普及與發(fā)展,國(guó)內(nèi)外眾多專家學(xué)者對(duì)巷道支護(hù)技術(shù)與掘進(jìn)工藝在理論研究及現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用方面進(jìn)行了廣泛的研究(李立華, 2020)。康紅普等(2012)通過大量現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),分析巷道圍巖變形與破壞的特性和機(jī)理,分析了存在的問題,并提出改進(jìn)意見。孫廣京等(2020)提出破碎頂板控制、增強(qiáng)煤體強(qiáng)度和通過隔水防止巷道底鼓的控制原理,并提出“控頂先固幫,固幫先護(hù)底”的支護(hù)原則。顧東東(2018)分析破壞深部破碎圍巖穩(wěn)定性的因素和深部巷道頂板破碎的形式,并提出了評(píng)估頂板破碎程度的方法。郝陽軍等(2018)針對(duì)煤巷掘進(jìn)過程中由于錨桿支護(hù)錨固力、預(yù)緊力無法達(dá)標(biāo),導(dǎo)致發(fā)生冒頂問題,介紹了注漿鉆孔的施工參數(shù)和注漿工藝,在實(shí)際應(yīng)用中取得了良好效果。李云鵬等(2020)分析研究得出在采動(dòng)影響下,距離工作面越近,巷道變形量越大,巷道變形主要體現(xiàn)在巷道頂?shù)装逦灰疲锏纼蓭臀灰拼沃N湓匠?2016)研究結(jié)果表明:工作面應(yīng)力重分布受空巷影響,并且造成附近巷道垂直應(yīng)力驟增,塑性區(qū)范圍擴(kuò)大。鄭朋強(qiáng)等(2014)通過對(duì)新集三礦-700m巷道進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)勘查與試驗(yàn),提出了可縮性U型鋼全斷面封閉支護(hù)和非對(duì)稱性預(yù)應(yīng)力錨桿(索)支護(hù)的全新支護(hù)方案,通過大型有限元軟件ABAQUS建立數(shù)值分析模型,與原支護(hù)方案進(jìn)行了對(duì)比分析。單仁亮等(2020)采用FLAC3D數(shù)值模擬算法,分析了錨索協(xié)同支護(hù)的圍巖變形及塑性區(qū)分布與傳統(tǒng)聯(lián)合支護(hù)的區(qū)別,結(jié)果表明:影響頂板支護(hù)效果的因素不單純是增加錨索局部的支護(hù)密度,應(yīng)注意頂板支護(hù)過程中錨桿與錨索的互相協(xié)同作用。隋旺華等(2019)基于覆巖采動(dòng)響應(yīng)及潰沙、底板采動(dòng)響應(yīng)及水害問題,提出了礦山水文地質(zhì)結(jié)構(gòu)概念。
雖然上述學(xué)者通過理論和現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)的方法對(duì)巷道支護(hù)進(jìn)行了較為全面的探究,但對(duì)于復(fù)采煤層巷道支護(hù)技術(shù)研究較少。在一些資源整合礦井中常會(huì)有復(fù)采煤層的存在。這類煤層因其特殊的條件,礦井在實(shí)際生產(chǎn)過程中要面對(duì)很多困難。復(fù)采煤層的采空區(qū)或者是空巷是生產(chǎn)的重大安全問題,嚴(yán)重影響礦井生產(chǎn)安全和生產(chǎn)效率。目前在資源整合型的礦井當(dāng)中,面臨的一個(gè)重大問題就是如何在安全、經(jīng)濟(jì)的前提下對(duì)復(fù)采煤層進(jìn)行回采,大大改善目前煤炭資源浪費(fèi)的情況,逐步實(shí)現(xiàn)綠色開采。
本文以薛虎溝煤礦2-106A2巷道為工程背景,對(duì)復(fù)采煤層巷道受雙重采動(dòng)影響頂板破碎及補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)問題進(jìn)行研究,為后期進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)控制破碎頂板技術(shù)提供依據(jù)。
2#煤層為復(fù)采煤層,煤層底板標(biāo)高666~684m,平均埋深180m。兩個(gè)工作面呈“L”型布置(圖 1)。工作面總體呈單斜構(gòu)造,傾角1°~5°。2-106B工作面傾向長(zhǎng)度470m, 2-106A工作面走向長(zhǎng)度790m,工作面長(zhǎng)度分別為230m、200m,采用綜合機(jī)械化采煤工藝,長(zhǎng)壁后退式開采。
圖 1 工作面布置圖Fig. 1 Working face layout
2#煤以暗淡型煤為主,可采高度平均3.40m,容重14.9kN; 直接頂為砂質(zhì)泥巖,泥質(zhì)結(jié)構(gòu),厚約5.75m,部分冒落,較為穩(wěn)定; 基本頂為中粒砂巖,厚約3.60m,層理發(fā)育,穩(wěn)定性較好; 底板為粉砂巖,厚約5.20m,厚層狀構(gòu)造,質(zhì)軟。
當(dāng)2-106B工作面回采接近尾聲,待工作面回采至停采線時(shí),留設(shè)23m護(hù)巷煤柱,再回采2-106A工作面。2-106A2巷上部已被小窯用房柱式或巷采采煤方法破壞。受其影響, 2-106A2巷后部230m巷道斷面形狀設(shè)計(jì)為梯形,原支護(hù)方式為12#礦用工字鋼棚支護(hù),棚間距600mm(圖 2)。巷道凈斷面規(guī)格為:上寬×下寬×高=3200mm×4600mm×3200mm。
圖 2 2-106A2巷道支護(hù)斷面圖(單位:mm)Fig. 2 Supporting section of roadway 2-106A2(unit: mm)
在未受到2-106B工作面超前支承應(yīng)力影響前,巷道圍巖狀態(tài)良好,但考慮到2-106B工作面推到停采線后,其超前支承應(yīng)力必然會(huì)對(duì)2-106A2巷造成一定的影響,另外,當(dāng)2-106A工作面回采后,其超前支承應(yīng)力也必然會(huì)對(duì)2-106A2巷造成一定影響,因此, 2-106A2巷后部230m面臨著“復(fù)采煤層+雙重采動(dòng)影響”這個(gè)復(fù)雜問題,如何有效地對(duì)2-106A2巷進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)設(shè)計(jì)這個(gè)問題亟待解決。
在巷道斷面形狀對(duì)巷道破壞程度影響中,梯形巷道僅次于矩形巷道,矩形巷道和梯形巷道主要變形是頂板下沉(馬鑫民等, 2017)。2-106A2巷受兩工作面采動(dòng)影響,圍巖變形嚴(yán)重,巷道部分頂板受巷采或房柱式采煤方法破壞,出現(xiàn)漏頂情況,漏頂高度為1.5~3.0m,平均2.0m。受巷道形狀影響,巷道底角容易出現(xiàn)應(yīng)力集中。
2-106B工作面的回采導(dǎo)致圍巖應(yīng)力重新分布。圖 3為采空區(qū)圍巖應(yīng)力重新分布圖(錢鳴高等, 2010),從圖中可以看出,工作面開采后不僅會(huì)對(duì)前方形成超前支承壓力,而且同時(shí)也會(huì)對(duì)側(cè)向形成超前支承壓力,結(jié)合圖 1進(jìn)行分析, 2-106A2巷道受開采擾動(dòng)影響最為顯著,一部分原因是2-106B工作面回采以后,工作面前方形成超前支承應(yīng)力,由于停采線與2-106A2巷道之間僅有23m的煤柱,所以超前支承應(yīng)力由煤柱和2-106A2巷道共同承擔(dān); 另一部分原因是當(dāng)2-106A工作面進(jìn)入回采階段時(shí),工作面超前支承應(yīng)力再次對(duì)巷道的穩(wěn)定產(chǎn)生影響,同時(shí)2-106A工作面的側(cè)向殘余支承應(yīng)力作用在2-106A2巷道的一側(cè)煤柱上,進(jìn)一步加劇2-106A工作面端頭的維護(hù)難度,因此,通過對(duì)2-106A2巷道受雙重采動(dòng)作用的分析,表明2-106A2巷道后部230m長(zhǎng)度內(nèi)巷道礦壓顯現(xiàn)非常嚴(yán)重,需要加固。
圖 3 采空區(qū)圍巖應(yīng)力重新分布圖(錢鳴高等, 2010)Fig. 3 Re-distribution diagram of surrounding rock stress in goaf(Qian et al.,2010) 1. 工作面前方超前支承應(yīng)力; 2. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應(yīng)力; 3. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應(yīng)力;4. 工作面后方采空區(qū)支承應(yīng)力
圖 4 巷道頂部空巷塑性區(qū)圖Fig. 4 Plastic zone diagram of empty roadway at the top of roadway
通過數(shù)值模擬軟件FLAC3D建立數(shù)值模型,模型尺寸: 50m×40m×50m,模型底部固定,四周施加水平約束,頂部不設(shè)限制,施加垂直應(yīng)力4.50MPa,煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表 1。
表 1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock
模擬巷采或房柱式采煤方法對(duì)圍巖擾動(dòng)情況,如圖 4所示。據(jù)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果看,巷道上方的破壞對(duì)巷道的掘進(jìn)和維護(hù)產(chǎn)生嚴(yán)重影響。對(duì)巷道頂部圍巖塑性區(qū)進(jìn)行分析,結(jié)果表明由于受巷采擾動(dòng)影響,開采區(qū)兩幫塑性區(qū)寬度1.0m左右,頂板破碎區(qū)較小,頂板塑性區(qū)在0.8m左右,加上空巷高度,回采巷道垮落帶高度約為2.8m。底板塑性區(qū)范圍較大,最大范圍達(dá)到1.8m左右,直接影響到下部待開采煤層和回采巷道,使其掘進(jìn)、支護(hù)難度增大。兩幫應(yīng)力集中情況嚴(yán)重,應(yīng)力最大值達(dá)到7.53MPa,如圖 5所示。
圖 5 巷道頂部空巷應(yīng)力圖Fig. 5 Stress diagram of empty roadway at the top of roadway
巷道開挖后圍巖表面受卸載差應(yīng)力作用發(fā)生快速破壞(張德飛等, 2021),在使用原有支護(hù)方式過程中, 2-106A2巷由于掘進(jìn)斷面較大,兩個(gè)工作面超前支承應(yīng)力、回采擾動(dòng)共同作用在巷道和空巷上,出現(xiàn)嚴(yán)重變形。破碎的圍巖對(duì)下部巷道生產(chǎn)造成嚴(yán)重生產(chǎn)隱患,所以在原有支護(hù)方式中:采用梯形棚+木垛方式支護(hù)。
根據(jù)2-106A2巷道與兩個(gè)工作面空間位置關(guān)系,建立FLAC3D數(shù)值模型的尺寸為: 150m×360m×80m,模型底部固定,四周施加水平約束,頂部不設(shè)限制,見圖 6,頂部施加垂直應(yīng)力4.50MPa,水平應(yīng)力1.11MPa。力學(xué)參數(shù)如表 1所示。
圖 6 數(shù)值計(jì)算模型三維模型示意圖Fig. 6 Diagram of 3D model of numerical calculation model
2-106A工作面回采過程中, 2-106A2巷道頂板存在兩種情況,即頂板為實(shí)體煤和空巷。由圖 7巷道應(yīng)力局部放大圖可知,當(dāng)2-106B工作面回采至停采線時(shí),由于巷道斷面形狀的影響,巷道底角容易出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))垂直應(yīng)力值為8.56MPa,左幫增加至7.36MPa,頂板0.54MPa; 由圖 8受雙重采動(dòng)影響下巷道應(yīng)力局部放大圖可知,當(dāng)2-106A工作面回采時(shí),巷道右?guī)痛怪睉?yīng)力最大值為12.50MPa,左幫增加至11.29MPa,頂板0.97MPa。
圖 7 2-106B工作面停采時(shí)巷道應(yīng)力局部放大圖Fig. 7 Local enlarged view of roadway stress at 2-106B working face when mining stopped
圖 8 受雙重采動(dòng)影響下巷道應(yīng)力局部放大圖Fig. 8 Local enlarged view of roadway stress under the influence of dual mining
受2-106A2回采巷道重復(fù)掘進(jìn)的影響,對(duì)巷道上方采空區(qū)產(chǎn)生擾動(dòng)。由于空巷開掘年代久遠(yuǎn),煤體易風(fēng)化變酥,煤壁表面剛度嚴(yán)重下降,主要表現(xiàn)為非均勻性變形。當(dāng)巷道頂部為空巷時(shí),巷道高度增加,且空巷大小不同,當(dāng)受到采動(dòng)影響時(shí)礦壓顯現(xiàn)劇烈。如圖 9所示,空頂區(qū)左側(cè)和巷道右側(cè)(2-106B采空區(qū)側(cè))底角垂直應(yīng)力分別為8.39MPa、7.92MPa。受雙重采動(dòng)影響時(shí),左側(cè)應(yīng)力最大值為12.27MPa,位于距巷道中軸線水平距離6.13m,距離底板高度3.40m,右側(cè)應(yīng)力最大為11.18MPa,如圖 10所示。因此,巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))需要進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。
圖 9 2-106B工作面停采時(shí)巷道頂部空巷應(yīng)力局部放大圖Fig. 9 2-106B enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway when mining stopped at working face
圖 10 雙重采動(dòng)影響下巷道頂部空巷應(yīng)力局部放大圖Fig. 10 Enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway under the influence of dual mining
在雙重采動(dòng)影響和超前支承應(yīng)力的作用下,圍巖破壞的關(guān)鍵部位是巷道上方的邊角和底角。在掘進(jìn)2-106A2巷道過程中,再次擾動(dòng)空巷。局部剪切破壞帶在空巷頂、底板和兩幫中產(chǎn)生,之后空巷和巷道圍巖內(nèi)部的局部剪切破壞帶互相連通,巷道整體塑性區(qū)增大,逐漸產(chǎn)生大面積的塑性破壞帶。
支護(hù)強(qiáng)度驗(yàn)算應(yīng)考慮上下重復(fù)開采后冒落帶高度。在不考慮下沉量前提下,垮落帶的最大高度Hm為(張文平, 2021):
式中:Hm為垮落帶的最大高度(m);M為采高(m),取3.40m;α為煤層的傾角(°),取1°;KP為巖層的碎脹系數(shù),不同的巖石碎脹系數(shù)KP值見表 2。
表 2 巖石碎脹系數(shù)Table 2 Rock breaking expansion coefficient
根據(jù)巖石力學(xué)參數(shù)測(cè)試結(jié)果,并結(jié)合表 2,取Kp=1.2,計(jì)算Hm=17m; 取KP=1.3,計(jì)算Hm=11.30m。2-106A2巷的垮落帶的最大高度為: 11.30~17m。由圖 4可知,數(shù)值模擬方法得到2-106A2巷垮落帶高度2.8m,取最大值為頂板垮落帶高度,即17m。
圖 11 2-106A2巷道頂板錨索施工示意圖(單位: mm)Fig. 11 Anchor cable plan for construction on top of roadway 2-106A2(unit: mm)
(1)頂壓力計(jì)算。利用垮落帶高度代替直接頂厚度,支護(hù)強(qiáng)度至少應(yīng)當(dāng)大于或等于直接頂?shù)膸r重,工字鋼梁應(yīng)控制并貼緊巷道基本頂,為:
qt=∑hzγzfz
式中:qt為巷內(nèi)工字鋼梁支護(hù)強(qiáng)度(kN·m-2);hz為直接頂厚度(m),取17m;γz為圍巖密度與當(dāng)?shù)刈杂陕潴w加速度之積(kN·m-3),取2.5×9.8kN·m-3;fz為懸頂系數(shù),fz=1。計(jì)算得qt=17.0×2.5×9.8=416.50kN·m-2。
(2)單架梯形棚強(qiáng)度校驗(yàn)。單架梯形棚承受的頂板壓力: 416.5kN·m-2×3.2m×0.6m=799.68kN。
由表 3可知,梯形棚梁跨度越大,其承載能力越差。當(dāng)跨度取3.2m時(shí),使用荷載QS小于106kN,破壞載荷小于235.10kN。
表 3 礦用工字鋼梁的計(jì)算承載能力表Table 3 Calculated bearing capacityTable of mine I-beam
實(shí)際單架棚梁承受的頂板壓力235.10kN<799.68kN。所以目前僅使用工字鋼梁,不能完全控制頂板,要使其穩(wěn)定,需要進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。
根據(jù)模擬和現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果,在頂部受破壞的松散破碎煤體中開掘巷道,錨桿長(zhǎng)度較短,無法錨固在穩(wěn)定巖層中,錨固效果差,不能充分發(fā)揮其性能(康紅普等, 2010),故不使用錨桿。因此現(xiàn)場(chǎng)采用“錨索+單體支柱”的支護(hù)形式,使用直徑φ為17.8mm的錨索和DW35-200/110單體液壓支柱。在原有支護(hù)基礎(chǔ)上對(duì)巷道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。若因頂板破碎無法施工錨索以及對(duì)于巷道應(yīng)力升高區(qū)部分巷道長(zhǎng)度,另外采用單體支護(hù)進(jìn)行臨時(shí)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。
(1)錨索長(zhǎng)度計(jì)算
錨索的長(zhǎng)度應(yīng)滿足:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中:L為錨索的總長(zhǎng)度(m);La為錨索深入到較穩(wěn)定巖層的錨固長(zhǎng)度(m)。
式中:K為安全系數(shù),取2;fa為錨索抗拉強(qiáng)度(N·mm-2),取1770N·mm-2;d1為錨索直徑(mm),取17.80mm;fc為錨索與錨固劑的黏結(jié)強(qiáng)度(N·mm-2), 取10.00N·mm-2;Lb為需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度(m),取7.35m;Lc為托板及錨具的厚度(m),取0.10m;Ld為外露張拉長(zhǎng)度(m),取0.25m。L=9.275m,得錨索長(zhǎng)度9.30m。
(2)錨索間、排距a應(yīng)滿足:
式中:a為錨索間、排距(m);G為錨索設(shè)計(jì)錨固力(kN/根),取170kN/根;k為安全系數(shù),一般取2; (松散系數(shù))L2為有效長(zhǎng)度(取b)。γ為巖體容重(kg·m-3),取2500kg·m-3。
L2=b
式中:B為巷道掘?qū)?m),取3.40m;H為巷道掘高(m),取3.40m;f頂為頂板巖石普氏系數(shù),取實(shí)測(cè)值3.4;ω為兩幫圍巖的似內(nèi)摩擦角(°),ω=arctan(f頂)=73.61°。算得b=L2=0.64m。計(jì)算得a<2.29m
巷道頂板凈寬度為3.20m,即2排錨索,排距2.0m,在靠巷道中間位置對(duì)稱布置,間距為2.0m。同理,巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))采用直徑φ17.8mm×5300mm錨索,間距2000mm,距離巷道底板1300mm處垂直巷幫布置。
(1)巷道頂板采用9300mm長(zhǎng)錨索配合12#礦用工字鋼梁聯(lián)合支護(hù),每2根長(zhǎng)錨索為一組,每組錨索懸吊5架工字鋼梁,每組錨索間距為2000mm。組合錨索距2-106B回采側(cè)工字鋼梁梁口600mm處進(jìn)行施工。若錨索無法錨固頂板破碎段和空巷,則采用DW-32型單體支柱配合12#工字鋼梁進(jìn)行支護(hù):?jiǎn)误w支柱柱頭支護(hù)在工字鋼梁上,緊靠煤幫側(cè)布置,并使用木楔子楔牢。為了增加支護(hù)安全系數(shù),采用每架梯形棚安裝2根初撐力200kN單體液壓支柱,即每5架棚安裝10根DW35-200/110單體液壓支柱,確保巷道安全。如圖 11所示。
(2)巷幫(靠近2-106B回采側(cè))支護(hù)措施采用組合錨索配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護(hù),錨索長(zhǎng)度5300mm。每2根長(zhǎng)錨索為一組,每組錨索固定5架棚腿。組合錨索高度為距巷道底板1300mm,與底板呈15°布置,錨索間距為2000mm。如圖 12所示。
圖 12 巷道支護(hù)斷面示意圖(單位: mm)Fig. 12 Schematic diagram of roadway support section(unit: mm)
(3)超前支護(hù)問題的解決方法:在巷道中間偏右側(cè)、兩架梯形棚中間的兩幫增加單體支柱,各補(bǔ)打一個(gè)即可。
在最原始狀態(tài)下,采用巷采或房柱式采煤法開采后,上覆巖層在自重應(yīng)力的影響下,將采空區(qū)內(nèi)冒落的矸石與周圍煤體壓實(shí)、固結(jié)形成新的平衡狀態(tài)的再生巖體(孫廣京等, 2020),但是回采巷道掘進(jìn)打破了平衡,造成頂板下沉變形、網(wǎng)兜和漏頂,部分棚架頂梁彎曲。上覆巖層重量作用在空頂區(qū)周圍煤體,進(jìn)而傳遞到下方巷道,巷道同時(shí)受采動(dòng)影響下應(yīng)力分布復(fù)雜。
從加強(qiáng)支護(hù)前后的應(yīng)力分布圖和支護(hù)效果看,圍巖應(yīng)力集中情況較加強(qiáng)支護(hù)前得到改善,垂直應(yīng)力向巷道一側(cè)回采中的2-106A工作面煤壁內(nèi)轉(zhuǎn)移,同時(shí)巷道斷面形狀起到了減輕上部采動(dòng)影響的作用。梯形巷道頂板跨度小于底板,使得巷道圍巖的應(yīng)力有所降低,起到了部分釋放壓力的效果。
圖 13 巷道上方垂直應(yīng)力分布水平切面云圖Fig. 13 Horizontal section cloud map of vertical stress distribution above the roadway
圖 14 巷道截面應(yīng)力分布云圖Fig. 14 Stress distribution diagram of roadway section
圖 15 巷道垂直位移分布圖Fig. 15 Vertical displacement distribution diagram of roadway
受雙重采動(dòng)影響后,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)2-106A工作面超前應(yīng)力峰值點(diǎn)進(jìn)行提取研究,峰值點(diǎn)大約在工作面煤壁前方5m左右,如圖 13所示,巷道受超前支承應(yīng)力影響,頂板最大主應(yīng)力0.42MPa。經(jīng)過加強(qiáng)支護(hù)后,在錨索錨固力、單體支柱初撐力和棚梁承載力共同作用下,由應(yīng)力分布圖 14可知,應(yīng)力集中現(xiàn)象得到緩解,巷道右側(cè)最大應(yīng)力為10.46MPa,位于距底板600mm處,左幫最大應(yīng)力為11.13MPa,位于距離底板700mm。巷道左幫較原有支護(hù)方式降低15%,右?guī)徒档?%。護(hù)巷煤柱承擔(dān)了兩個(gè)工作面主要壓力,巷道右?guī)?2-106B工作面?zhèn)?損傷比左幫嚴(yán)重,錨索和棚梁的組合抑制了巷幫的變形與破壞。
巷道支護(hù)效果重點(diǎn)體現(xiàn)在圍巖的變形量。截取頂?shù)装逦灰谱畲筇庍M(jìn)行比較分析,如圖 15所示。根據(jù)支護(hù)方案數(shù)值模擬計(jì)算結(jié)果分析,最大下沉量為165mm,頂板位移降低了28%。錨索起到了錨固深部圍巖的作用,單體支柱和棚梁起到巷道淺部圍巖的維護(hù)作用。
圖 16 2-106A2巷道實(shí)拍圖Fig. 16 Real photo of 2-106A2 roadway
綜上所述,巷道在補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)作用下其圍巖穩(wěn)定性得到提升,巷道變形均在允許范圍內(nèi)。因此,按照上述支護(hù)參數(shù),頂板采用“9300mm長(zhǎng)錨索+DW35-200/110單體支柱”,巷道右?guī)筒捎谩敖M合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護(hù)”的支護(hù)形式對(duì)巷道進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。
在2-106A工作面回采前230m的過程中,采用十字布點(diǎn)法對(duì)230m長(zhǎng)度巷道圍巖變形量進(jìn)行全程監(jiān)測(cè)。經(jīng)測(cè)得,回采過程中頂板位移最大為195mm,底板位移最大為140mm,左幫最大位移124mm,右?guī)?65mm。230m長(zhǎng)巷道狀態(tài)良好,能夠滿足工作面回采需要,巷道狀態(tài)如圖 16所示。
針對(duì)薛虎溝煤礦雙重采動(dòng)影響下巷道加固支護(hù)問題,采用了現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論計(jì)算、數(shù)值計(jì)算及效果監(jiān)測(cè)等手段開展了研究,得出如下結(jié)論:
(1)根據(jù)數(shù)值模擬研究結(jié)果,得出在受雙重采動(dòng)影響時(shí), 2-106A2巷頂板為空巷時(shí),頂板應(yīng)力0.97MPa,底板應(yīng)力1.71MPa,左幫應(yīng)力12.27MPa,右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))應(yīng)力11.78MPa,經(jīng)計(jì)算目前采用梯形棚支護(hù)方案不能夠控制巷道圍巖穩(wěn)定。
(2)雙重采動(dòng)影響下巷道圍巖加固方式進(jìn)行了設(shè)計(jì)。經(jīng)計(jì)算,巷道需采用9300mm長(zhǎng)錨索配合工字鋼梁+2根初撐力200kN單體支柱和2-106A2巷右?guī)?2-106B工作面?zhèn)?采用“組合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護(hù)”的支護(hù)方式。經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)表明,采用的補(bǔ)強(qiáng)方案對(duì)巷道穩(wěn)定產(chǎn)生良好的效果,實(shí)現(xiàn)了兩個(gè)工作面的安全回采。