王 艷
(長治市煤礦安全技術培訓中心,山西 長治 046000)
在窄礦柱沿空巷道中,由于多種作用下[1]導致巷道圍巖變形破壞。巷道兩側(cè)的變形量大于頂板和底板的變形量。因此,保持巷道窄礦柱壁的穩(wěn)定性是沿空掘進巷道變形與控制研究的重點[2]。在相關研究中關于頂煤變形與頂煤支護強度、窄柱寬度、頂煤剛度之間關系的研究較少?,F(xiàn)場調(diào)查表明,對頂煤變形應變條件的分析對研究窄礦柱綜放煤巷道的整體穩(wěn)定性具有重要意義。
綜放采空區(qū)沿空回采巷道一側(cè)為巷旁綜合煤,另一側(cè)為窄礦柱。工作面上部直接頂冒落后,主頂發(fā)生斷裂、回轉(zhuǎn)和下沉。下段在煤體中形成側(cè)向的“楔形塊梁”結(jié)構(gòu),即“大結(jié)構(gòu)”[3]。沿空掘進巷道后,頂煤、底板、兩幫、窄柱和錨桿作為巷道的支護對象成一個整體,稱為“小結(jié)構(gòu)”[4]。沿空掘進巷道支護的重點是保持小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。沿窄柱采空區(qū)掘進巷道與上覆巖層結(jié)構(gòu)的關系如圖1 所示。
以頂煤水平中心線為軸,以頂煤采空區(qū)側(cè)面終點為原點O,以巷道旁采煤側(cè)向方向為正方向,建立坐標。點A、點B 分別表示沿空入井的兩堵墻,C 點為頂煤深部應力集中區(qū)邊界,頂煤巖層用OD 表示,D 為足夠遠且不影響計算的隨機點,上覆巖層應力為q1(x),頂煤下的窄煤柱、采空區(qū)側(cè)面巷道和巷道旁的整體煤柱分別用OA、AB 和BD 表示,其寬度分別為l、L 和a+x0,它們是由窄柱共同作用的q2(x),支持強度p 和功率q3(x)。
設綜采巷道旁BC 側(cè)的應力集中系數(shù)為α1,窄礦柱OA 頂煤為α2。相對巖石應力系數(shù)為α3。工作面所受荷載仍為上覆巖層重力γ2H,其中γ2為平均權重,N/m2;H 為上覆巖層厚度,m。因此,上覆巖層應力q1(x)可以用分段函數(shù)表示為式(1):
若將煤體作為各向同性彈性體,則頂煤上窄煤柱和巷道旁整體煤的支護效果可作為彈性基礎進行。所以q2(x)、q3(x)表示為式(2)、式(3):
式中:k1和k2為反映頂煤下煤巖體承載能力的溫克勒系數(shù);γ1為煤體的壓強,N/m2;h1為頂煤厚度,m;等效荷載q(x)可以用式(4)表示:
以頂板煤層為均質(zhì)各向同性線彈性材料,梁OD撓度曲線方程為下頁式(5):
式中:w(x)為梁的撓度,即頂板凹陷值,如式(6)所示,E 頂煤剛度和I=h13/12 截面慣性矩。將公式(4)代入公式(5),可以得到通解:
由頂煤曲線沉降邊界條件確定的待定系數(shù)。則可得到邊界條件式(7):
在巷道旁完整煤體足夠深的位置,煤層仍受圍巖應力作用,不發(fā)生位移和變形,視為固定端。邊界條件如式(8):
由于頂煤為連續(xù)線彈性梁,故a 點處的沉降值、角度值、剪應力和彎矩值,用式(9)表示為:
參數(shù)γ1,γ2,h0,h1,H,α1,α2,α3,E,I1,L,l,a,p 是根據(jù)采空區(qū)巷道現(xiàn)場實際情況和試驗所得的觀測量。將這些參數(shù)代入式(6),利用式(6)~式(9)計算c 的值c1,c2,c3…,c15,c16通過仿真得到頂煤頂板凹陷曲線。
根據(jù)地質(zhì)條件、工作面參數(shù)及現(xiàn)場試驗,得到:H=460 m,h0=3.10 m,h1=5.00 m,L=5 m,I=10.417,α1=3.00,α2=1.50,α3=0.30,a=19.6 m,k1=110 MPa,k2=310 MPa。室內(nèi)實驗結(jié)果表明,E=1.1 GPa,γ1=13.50 kN/m3,γ2=26.00 kN/m3。計算頂板凹陷值,發(fā)現(xiàn)頂板凹陷最大值偏向窄煤柱。
根據(jù)大、小結(jié)構(gòu)圍巖穩(wěn)定性理論[5-6],采空區(qū)側(cè)巷道應位于關鍵塊體A、B 之間破裂線的外側(cè),窄煤柱寬度可控制在3 m~5 m 之間。頂板凹陷值w、支護強度p、窄礦柱寬度l 之間關系。
1)凹陷度值隨著支護強度的增大而減小,在相同的窄煤柱寬度下,隨著支護強度的增加,頂板凹陷值變化較小。說明支護強度對頂板凹陷值的影響較小。但在相同支護強度下,隨著窄煤柱寬度的增大,頂板凹陷值變化較大。說明頂板凹陷值對煤柱寬度較窄更為敏感。因此,在沿空巷道設計中應優(yōu)先考慮窄煤柱寬度。
2)頂板凹陷值先快速減小后趨于穩(wěn)定,礦柱寬度較小時(3.0 m~4.0 m),頂板凹陷值變化較大,說明礦柱寬度對頂板凹陷值影響顯著。當寬度為4.0 m~4.5 m 時,頂板凹陷值變化不大。當?shù)V柱寬度大于4.5 m時,頂板垂度值隨礦柱寬度的增大而緩慢增大,說明礦柱寬度在4.0 m~4.5 m時,采空區(qū)回采巷道處于頂板最易控制的應力降低區(qū)。因此,礦柱寬度應在4.0 m~4.5 m之間。當窄煤柱寬度為4.0 m~4.5 m時,所需支護強度p 為0.4 MPa。
如果設置窄柱的寬度L0=4.0 m 時,得到不同支護強度p 頂板凹陷值w 與頂煤剛度E 的關系。
頂板凹陷值與頂煤剛度基本成反比關系。當E<2.0 GPa 時,頂板凹陷值隨煤巖剛度的增加而迅速減小。說明煤巖剛度的變化對頂板凹陷值有較大影響。當E>2.0 GPa 時,頂板凹陷值下降緩慢,說明剛度變化對頂板凹陷值的影響越來越弱。
煤層位于地下約460 m 處,平均深度8.1 m,傾角7°。沿采空區(qū)掘進巷道的長度為828 m。隧道設計寬度為5 m,設計高度為3.1 m。平均深度為3.9 m。主頂平均深度9.8 m。頂煤的剛度在0.83~0.99 之間,相對較小。
根據(jù)上述研究,設定窄礦柱寬度為4 m,支護強度0.4 MPa,頂煤剛度1.5 GPa。錨索、錨網(wǎng)、注漿參數(shù)如下:
1)采用錨網(wǎng)和吊錨支護隧道頂板。采用7 支M20L2400 mm 高強度變形鋼筋錨桿,設計扭矩為200 N·m,預緊力≥78.4 kN。巷道兩側(cè)各采用5 支M20l1 800 mm 變形鋼筋高強度錨桿支護。每個錨栓的設計扭矩為200 N·m,預載力大于等于58.8 kN,錨栓由兩卷MSZ2350(M20L500 mm)樹脂筒固定,陣列間距為900 mm,間距為800 mm。
2)采用注漿保證剛度在1.5 GPa 以上。對頂煤破碎嚴重的區(qū)域,采用化學注漿進行統(tǒng)一錨固注漿。
巷道側(cè)壁頂板凹陷值曲線和巷道側(cè)壁變形值曲線如圖2 和圖3 所示。巷道沿空掘進32 d 后,巷道變形值接近最大值。頂煤最大頂板凹陷值為91 mm,巷道兩側(cè)最大變形值為145 mm。沿空掘進巷道變形在允許范圍內(nèi),證明了上述綜合支護方案的可靠性和有效性。
圖2 頂板凹陷值曲線
圖3 巷道兩側(cè)變形值曲線
1)根據(jù)沿空掘進巷道圍巖特征,建立了頂煤力學模型。通過溫克勒彈性建立模型,進行了頂板凹陷值曲線的解析解。
2)以實際工程項目為例,得到了不同支護強度、窄柱寬度和頂煤剛度條件下的頂煤頂板凹陷值。分析了三者關系??梢钥闯?,窄柱寬度和剛度對頂板凹陷值的影響比支護強度的影響更明顯。
3)確定了采空區(qū)邊巷頂煤的支護參數(shù),并對錨索、錨網(wǎng)和注漿綜合支護的應用提出了建議?,F(xiàn)場試驗證明了該方案的可靠性和有效性。
綜上所述,該結(jié)論對類似條件下的頂板變形控制及安全維護具有良好的參考意義。