吳小兵
(山西鄉(xiāng)寧焦煤集團毛則渠煤炭有限公司,山西 鄉(xiāng)寧 042100)
毛則渠礦目前主采2 號煤,211 工作面位于井田的南部,設(shè)計長度1430 m,西部256 m 為趙院村河流保安煤柱線,東部185 m 為209 綜放工作面,南部為回風、軌道、運輸大巷。211 工作面位于采區(qū)南翼,巷道布置沿2#煤層底板掘進。2#煤層平均厚度為7.06 m,上距K8 砂巖底32 m 左右,下距K7 砂巖頂5~6 m,距10#煤約43.0~45.0 m。頂板為泥巖、粉砂巖,局部有偽頂存在,厚度一般在1~2 m;基本頂為細粒砂巖,厚度一般在3~4 m;底板為泥巖、砂質(zhì)泥巖。煤層f=1.7~2.4。根據(jù)以往生產(chǎn)經(jīng)驗及211 工作面運輸巷、回風巷揭露情況, 211 工作面直接巖層圍巖條件較復雜,表現(xiàn)出裂隙發(fā)育、裂隙水弱化破壞圍巖等特征,易引發(fā)巷道的失穩(wěn)破壞。為保障切眼的安全順利施工,對其支護方案及掘進工藝展開研究。
211 工作面開切眼沿2#煤層底板掘進,設(shè)計斷面寬、高=7.6 m、3.5 m,巷道直接頂板為厚度2.0~3.5 m 頂煤,在夾矸、節(jié)理的影響下表現(xiàn)出明顯的分層特征,設(shè)計采用“預應(yīng)力高強錨桿+預應(yīng)力長錨索+鋼筋網(wǎng)+鋼帶+單體柱”協(xié)同支護方案。
為分析分層圍巖體頂板巖層在錨桿支護作用下穩(wěn)定性,依據(jù)力學理論中關(guān)于梁的假定建立力學分析模型[1],如圖1(a)。
圖1 錨固圍巖體梁力學模型
錨固圍巖體受力變形方程[2]:
式中:W為水平巖體梁撓度;E為巖體彈性模量;b為錨桿錨固范圍;J為水平梁橫截面慣性矩。
將頂板巖梁視為兩端簡支的結(jié)構(gòu),根據(jù)材料力學得到其力矩方程:
式中:q為頂板巖梁受到的均布載荷;Pm為錨桿提供的支護阻力;l為水平巖梁跨度;N為水平巖梁水平應(yīng)力;該結(jié)構(gòu)的邊界條件為:W(x)|x=0=0;W(x)|x=l=0;設(shè)k2=N/EJ,解得水平梁撓度方程:
結(jié)合211 工作面頂板圍巖條件,頂板巖層受到的垂直應(yīng)力q=3 MPa,切眼跨度為7.6 m,水平巖梁跨度l=8 m,頂板巖層彈性模量E=1.07 GPa,錨桿錨固強度Pm=0.1 MPa,側(cè)壓系數(shù)λ=1.2。以頂板錨桿錨固厚度b=2 m 為例,為計算水平巖梁變形量,首先計算出慣性矩J=d(∑bi)3/12=0.667 m4,d為單位長度,取1 m;N=λdq∑bi=1.2×1 m×3 MPa×2.0 m=7.2 MPa;k2=N/EJ=7.2 MPa÷(1.07 GPa×0.667 m4)=0.010 088 m-2;k=0.100 439 m-1,sin(kl)=sin(0.100 439 m-1×8 m×180°/π)=0.72;cos(kl)=cos(0.100 439 m-1×8 m×180°/π)=0.69。
將上述參數(shù)代入式(3)可求得水平梁各處的撓度,換算得到此處的下沉量。
針對錨桿錨固長度為1.5 m、1.8 m、2.0 m、2.2 m、2.5 m、3.0 m 條件下分別進行計算,最終得到不同錨桿長度條件下頂板下沉量變化規(guī)律如圖1(b)。可以看出,巷道中部頂板下沉量最大,錨桿長度越大,頂板整體下沉控制效果越好。錨桿長度為1.5 m、1.8 m 時,最大下沉量分別達到585 mm、320 mm,錨桿長度大于等于2.0 m 后,頂板最大下沉量小于200 mm,因此應(yīng)選用2.0~2.5 m 的錨桿。結(jié)合該礦現(xiàn)有支護錨桿材料,確定頂板錨桿規(guī)格為Φ18 mm×L2100 mm。
參閱以往相關(guān)研究成果[3],針對錨桿錨固范圍內(nèi)分層圍巖體頂板層狀梁結(jié)構(gòu),頂板錨索的作用為水平梁體下方的作用反力Fc,同排錨索間布置間距為ai,水平層狀梁力學分析模型如圖2(a)。通過疊加梁力學理論、撓度方程計算得到錨索數(shù)量為1~5 根條件下頂板下沉量變化曲線如圖2(b)。
圖2 力學模型及分析結(jié)果
由圖2(b)可以看出,在頂板錨索強力懸吊的作用下,頂板下沉量隨著錨索數(shù)量的增加而逐漸減小,但是頂板錨索的增多將引起施工時間的滯后及成本的增加,因此應(yīng)綜合考慮巷道圍巖條件、跨度、所需支護強度、成本等多方面因素來設(shè)計錨索間排距。頂錨索由三部分組成:托盤及外露長度通常為0.3 m;自由段長度可取頂板冒落拱高度,根據(jù)211 工作面開切眼頂板巖層巖性特征,取5.45 m;錨固段長度通常為1.8 m。因此頂板錨索長度不應(yīng)小于7.55 m,因此設(shè)計頂板錨索長度8 m。
從頂板錨索能夠承載分層圍巖體自重的角度出發(fā),計算公式:Fst×n≥K×a×x0×r∑bi,其中,a為巷道跨度,取8 m;n為頂板錨索數(shù)量;Fst為錨索拉拔力,取300 kN;K為安全系數(shù),取1.5~2;x0為錨桿排距,取1.0 m;∑bi為頂板冒落拱高度,取5.45 m;r為頂板巖層容重,取25 kN/m3。計算可得n≥5.45,由此可知頂板錨索數(shù)量不應(yīng)少于6根。綜合考慮后設(shè)計頂板錨索規(guī)格為Φ17.8 mm×8000 mm,每排5 根。
以礦井現(xiàn)有支護條件為基礎(chǔ),設(shè)計211 工作面開切眼錨網(wǎng)索聯(lián)合支護方案。頂板采用螺紋鋼錨桿,老塘幫采用圓鋼錨桿,回采幫采用玻璃鋼錨桿,錨索采用預應(yīng)力鋼絞線,單體柱規(guī)格為DW40-250-110X,巷道鋪底采用C25 混凝土,厚度240 mm。錨桿錨索布置詳情如圖3。
圖3 211 工作面開切眼支護方案示意圖(mm)
為了實現(xiàn)大斷面切眼巷道“掘進-支護”作業(yè)的高效協(xié)同,提出“優(yōu)先進行小斷面導硐開挖支護,然后擴刷形成大跨度切眼巷道”的掘進技術(shù)對策。設(shè)計以下三種開挖方案:方案一,7.6 m 一次開挖支護完成;方案二,初次開挖巷寬2.6 m,幫部擴刷寬度5.0 m;方案三,初次開挖巷寬5.0 m,幫部擴刷寬度2.6 m。為分析不同開挖方式切眼掘進期間圍巖變形規(guī)律,以211 工作面切眼開挖支護為研究對象,采用模擬軟件FLAC3D進行計算分析。通過模擬分析得到不同開挖方案圍巖塑性區(qū)分布模擬結(jié)果如圖4,巷道表面變形量數(shù)值模擬結(jié)果見表1。
表1 不同開挖方式巷道表面變形量數(shù)值模擬結(jié)果 mm
圖4 不同開挖方式下圍巖塑性區(qū)分布
根據(jù)圖4 及表1 所示結(jié)果可以看出,方案一條件下,頂板破壞深度達到5.0 m,兩幫約為1 m,底板1.5 m,巷道表面變形量也較大,頂板下沉量達到282 mm,表明大尺寸切眼巷道一次開挖對圍巖擾動相對劇烈,圍巖破壞最為嚴重,相對應(yīng)巷道表面變形量也較大。方案二條件下,頂板巖層塑性破壞最大深度為3.5 m,頂板塑性破壞范圍相對方案一明顯減小,巷道表面變形量也明顯降低,說明小斷面開挖可減少對圍巖的擾動,改善支護對圍巖體的增益作用。方案三條件下,頂板巖層塑性破壞范圍相對方案二進一步減小,巷道表面變形量也有些許降低,進一步說明,小斷面開挖-支護后擴幫開挖-支護有利于改善圍巖塑性破壞程度、變形情況??傮w而言,開挖方案三最為可行。
在211 工作面切眼采用上述“掘進-支護”方案施工期間,根據(jù)現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)整理得到圖5 所示結(jié)果。首次開挖掘巷寬度為5 m,頂?shù)装遄畲笠平繛?0~100 mm,兩幫最大移近量為140~160 mm,巷道圍巖整體穩(wěn)定;在對幫部擴刷開挖2.6 m后,頂?shù)装遄畲笠平?15~160 mm,兩幫最大移近量150~240 mm,頂?shù)装逑鄬σ平?.6%,兩幫移近率3.2%,圍巖變形量總體在可控范圍內(nèi),不影響巷道正常使用,支護效果達到預期要求。
圖5 211 工作面切眼表面變形量監(jiān)測結(jié)果
通過理論分析計算、數(shù)值模擬、礦壓監(jiān)測等手段進行毛則渠煤礦211 工作面切眼支護參數(shù)、開挖方式的研究,主要結(jié)果如下:
1)頂板錨桿合理長度為2.0~2.5 m,設(shè)計頂板錨桿規(guī)格Φ18 mm×L2100 mm,頂板錨索規(guī)格Φ17.8 mm×L8000 mm,采用“錨桿+鋼筋網(wǎng)+錨索+單體柱”聯(lián)合支護技術(shù)。
2)采用小斷面開挖方式可減少對圍巖的擾動,改善支護對圍巖體的增益作用,設(shè)計211 工作面切眼一次開挖寬度5.0 m,幫部二次擴刷寬度2.6 m。
3)211 工作面切眼開挖后,頂?shù)装逡平?15~160 mm,兩幫移近量150~240 mm,變形滿足礦井安全生產(chǎn)需求,所設(shè)計的支護參數(shù)及開挖方式應(yīng)用效果較好。