高 宇 樊攀峰 趙 陽
(1.同煤集團金莊煤業(yè);2.中國礦業(yè)大學(北京)資源與安全工程學院)
基于動態(tài)信息優(yōu)化金莊大松動圈全煤巷支護參數(shù)
高 宇1樊攀峰2趙 陽1
(1.同煤集團金莊煤業(yè);2.中國礦業(yè)大學(北京)資源與安全工程學院)
金莊煤業(yè)20 m特厚煤層綜放開采工作面回采巷道現(xiàn)有支護參數(shù)略過保守,造成掘進施工材料消耗高,成巷工期長。采用動態(tài)信息設計方法,運用超聲波測速儀實測現(xiàn)有支護下的松動圈半徑R=1.6~2.1 m,屬于大松動圈,對頂?shù)装逡平恳约吧罨c位移進行實測,表明現(xiàn)有支護較為適應巷道變形。參照原有設計,運用壓縮梁理論設計4個不同優(yōu)化方案,并進行數(shù)值模擬,比較各方案的巷道變形以及錨桿索支護能力發(fā)揮的情況,基于安全經(jīng)濟的原則選擇最優(yōu)方案。結果表明,每掘進100 m巷道可節(jié)省14根錨索及136根錨桿,工時可節(jié)省16 h。
動態(tài)信息設計 松動圈 支護參數(shù)
大斷面全煤巷支護設計屬于軟巖范疇。近年來,此類支護越來越強調高預應力、高剛度、高強錨桿以及一次支護的重要性。在設計方面,借鑒動態(tài)信息設計,實時監(jiān)測巷道位移以及錨桿索的支護阻力,以此反饋信息作為二次支護或返修的根據(jù)[1]。其中松動圈實測就是巷道變形的一個綜合指標,也是動態(tài)信息反饋支護優(yōu)化的重要參數(shù)[2]。在支護組合方面,強調互補耦合支護[3],康紅普對組合構件中的錨桿索、帶、網(wǎng)進行了受力分析[4-5],在潞安礦區(qū)成功應用;余偉建則提出以“桁架錨索”為核心的協(xié)同支護,在軟弱煤巖巷取得了較好的效果[5]。
如支護設計利用率低,則支護材料消耗大,掘進速度慢,勞動強度高,經(jīng)濟效益低。為此,對金莊煤礦5203回采巷的現(xiàn)有支護參數(shù)進行動態(tài)信息監(jiān)測,根據(jù)反饋信息提出優(yōu)化方案,運用數(shù)值模擬比較各方案,獲得最優(yōu)支護參數(shù),以利于快速掘進和降低支護成本。
該礦井井田為一不規(guī)則多邊形,井田范圍由20個拐點坐標圈定,井田東西最大長度約19.99 km,南北最大寬度約12.24 km,面積約196.44 km2。井田含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組和二疊系下統(tǒng)山西組,共含煤18層,其中3#、5(3-5)#、8#煤層為主要可采煤層,地質儲量3 970.82 Mt,可采儲量1 414.19 Mt,服務年限94 a。煤層頂?shù)装鍘r層力學性質見表1,現(xiàn)有支護參數(shù)見表2。
表1 煤層頂?shù)装鍘r層力學參數(shù)
表2 現(xiàn)有頂板兩幫支護參數(shù)
2.1 松動圈發(fā)展機理
圍巖松動圈支護理論認為,支護對松動圈的形成發(fā)展影響很小,支護的主要作用就是控制有害的圍巖碎脹變形,而且支護力主要來自于碎脹變形。無論何種支護形式,由于不能進行理論意義上的及時支護,并不能阻礙松動圈的形成,只能控制其發(fā)展過程中的有害變形。
根據(jù)彈塑性理論分析,巷道開挖以后,圍巖在地應力作用下不均勻位移,造成應力集中。如果一點處有拉應力分布,且拉應力大于其抗拉強度,即被拉壞;若主應力以壓應力為主,應力集中系數(shù)過大,則發(fā)生剪壓破壞。此時,圍巖承載能力降低,以殘余強度為主,應力集中向巷道深部轉移,使巷道周邊產生極限平衡區(qū)。在應力重新分布的過程中,圍巖向臨空一側變形,位移過大則發(fā)生冒頂或片幫。松動圈指圍巖整個極限平衡區(qū),包含了圍巖大變形松動區(qū)與塑性區(qū),而不只是最大主應力低于地應力的松動區(qū)。
松動圈的測量原理基于超聲波橫波及縱波波速與圍巖裂隙發(fā)育的關系:
(1)
式中,VP為煤體縱波速度;VS為煤體橫波速度;E為煤體彈性模量;μ為煤體泊松比;ρ為煤體密度。
2.2 松動圈實測結果
巷道左幫1#測孔在距工作面迎頭300 m位置處的測試結果為:煤體最高聲速為98.3 mm/s,最低聲速為40 mm/s,且隨著孔深增加。在距孔口1.7 m以內時,聲波波速較低,基本在40 mm/s左右;在1.8~2.9 m時,聲波波速不斷增大并逐漸趨于穩(wěn)定;在3~3.7 m時基本穩(wěn)定在85 mm/s。綜上分析可知,該處松動圈大致可確定為1.6~1.8 m,局部較破碎地帶圍巖松動圈可達到2.0 m。
巷道右?guī)?#測孔在距工作面迎頭300 m位置處的測試結果為:煤體最高聲速為91.8 mm/s,最低聲速為61.1 mm/s,且隨著孔深增加。在距孔口2 m以內時,聲波波速較低,處在65 mm/s以下;在2.1~2.6 m時,聲波波速逐漸增大并穩(wěn)定在90 mm/s左右;在2.7~3.3 m時基本穩(wěn)定在90 mm/s左右。綜上分析可知,該處松動圈的大小大致可確定為2.1 m左右。實測結果見圖1。
圖1 測孔距工作面不同距離聲速與孔深關系
2.3 巷道變形及錨桿索工作阻力實測
表面位移觀測表明,巷道開挖之處頂?shù)装迨諗苛恳煊趦蓭褪諗苛浚瑑蓭拖扔陧數(shù)装宸€(wěn)定。最終頂板收斂量為47 mm,大于兩幫的收斂量41 mm。通過對頂板及兩幫錨桿錨固力觀測,發(fā)現(xiàn)頂板錨桿最大錨固力為87 kN,大于兩幫的最大錨固力68 kN。巷道頂板4個地點觀測數(shù)據(jù)表明,頂板離層為18~31.6 mm。以上的數(shù)據(jù)分析表明,目前所使用的支護方式基本能夠實現(xiàn)對煤巷的支護,但頂板離層偏大,在保證巷道整體穩(wěn)定性的前提下,需要對錨索的布置方式進行調整。
3.1 矩形斷面壓縮梁承載機理
巷道斷面如果為直墻拱形或拱形,在錨梁網(wǎng)組合作用下,錨固機理呈現(xiàn)出壓縮拱特性,錨桿作用區(qū)相互交疊組成承載拱。對于矩形巷道,一般將其視為組合梁結構,如果錨桿作用機理相同,都有一個主壓應力作用區(qū)相互交疊,就能夠改變梁的拉伸破壞應力狀態(tài),一方面有鋼帶與網(wǎng)承擔梁下部的拉應力,相當于在底部配了縱筋;另一方面由于支護圍巖的相互作用,圍巖相當于增加了箍筋,提高了抗剪強度,同時在臨空面提供支護壓應力。在頂板靠近巷幫處剪力最大,需要密箍,即大斷面矩形巷道要在肩窩處補打兩排錨桿的原因。這種結構稱為壓縮梁。
根據(jù)壓縮梁的穩(wěn)定性機理,當壓縮梁厚度H大于安全厚度hc時,即安全。據(jù)此初步設計壓縮梁穩(wěn)定時的安全厚度:
(2)
(3)
(4)
壓縮梁中的安全系數(shù)F為:
(5)
(6)
式中,F(xiàn)為強度增值系數(shù);hc為最小壓縮梁厚度;B為錨桿排距,根據(jù)頂板類型和現(xiàn)場實際確定;L為巷道寬度;qm為頂板載荷;η1為長時強度系數(shù);η2為巖體強度系數(shù);η3為巖塊端角摩擦系數(shù),一般取0.5;σc為巖(煤)抗壓強度;k為巖石壓、拉強度比值。
如果支護參數(shù)滿足壓縮梁穩(wěn)定厚度時,則說明參數(shù)選擇是適合的。
3.2 優(yōu)化方案設計與比較
3.2.1 方案Ⅰ
將原方案中巷幫處的兩排補打錨桿減去,分析巷道錨索、錨桿軸力可知,巷道兩幫處錨桿受力明顯大于巷道頂板處錨桿,錨桿的最大拉應力為228.1 kN,出現(xiàn)在巷道右?guī)椭胁浚敯邋^桿的最大錨固力為75.8 kN,錨索的最大軸力出現(xiàn)巷道頂板中部,為327.2 kN。
3.2.2 方案Ⅱ
將玻璃鋼與塑料網(wǎng)換成與右?guī)拖嗤?,且間隔3.0 m,將上幫錨桿換成5.0 m錨索。巷道兩幫處錨索、錨桿受力明顯大于巷道頂板處。錨索的最大拉應力為308.9 kN,出現(xiàn)在巷道右?guī)椭胁?,主要集中巷道淺部圍巖區(qū)域,深部圍巖進入兩幫應力集中區(qū)后錨索幾乎不起作用。錨桿最大拉應力為188.9 kN。頂板錨桿最大錨固力為166.4 kN,頂板錨索最大錨固力出現(xiàn)在巷道頂板中部,為127.5 kN。
3.2.3 方案Ⅲ
將方案Ⅰ頂板錨索排距降低0.5 m,且每排只打兩根錨索,減小錨索密度;左右兩幫錨桿類型同原方案,但間距減少0.2 m,錨桿支護密度增大。巷道頂板和兩幫的變形速度較為接近,約20 mm,巷道支護后,巷道表面收斂速度明顯降低,兩幫最終位移量僅為29.3 mm,而頂板位移量則較為緩慢下降,最終位移量為45.6 mm。頂板沒有出現(xiàn)拉應力區(qū)域,但發(fā)生剪切破壞,塑性區(qū)深度約0.94 m;巷道兩幫中部區(qū)域出現(xiàn)拉應力,但拉應力范圍和拉應力值均較小,兩幫主要發(fā)生剪切破壞,破壞深度達4.34 m。
施加錨桿支護后幫錨桿軸力在位移很小時線性增加,而后呈現(xiàn)應變硬化特性,監(jiān)測點軸力的增長速度低于巷道變形速度;頂錨桿在受力后出現(xiàn)硬化特性,且很快達到其屈服點,產生塑性流動。其中,頂板中部錨桿(2#監(jiān)測點)軸力最大為164.5 kN,錨桿深部(3#監(jiān)測點)軸力最低,為32.6 kN。巷道兩幫中部錨桿軸力最大,為178.6 kN,錨桿深部(3#監(jiān)測點)軸力僅為59.7 kN。圖2為頂板兩幫錨桿軸力監(jiān)測圖。
圖3為頂板錨索軸力監(jiān)測圖。由于巷道支護初期圍巖位移速度較大,施加錨索支護后錨索軸力線性增加,隨著錨固支護作用愈加明顯,巷道表面位移速度逐漸降低,錨索軸力增速明顯降低,錨索中部2#、3#、4#監(jiān)測點軸力較大,錨索深部7#、8#監(jiān)測點軸力較小,而通過巷道錨索軸力分布圖可知,錨索的最大錨固力出現(xiàn)巷道頂板中部,為120.2 kN,兩邊錨索作用力較小。
圖2 方案Ⅲ頂板和兩幫錨桿受力
圖3 錨索軸力監(jiān)測
3.2.4 方案Ⅳ
方案Ⅳ是方案Ⅲ與方案Ⅱ的結合,左右?guī)团c方案Ⅱ相同,頂板用方案Ⅳ的參數(shù)。
方案Ⅳ巷道兩幫處錨索、錨桿受力大于巷道頂板處,巷道右?guī)椭胁垮^桿的最大拉應力為198.6 N,頂板錨桿最大錨固力為66.4 kN,頂板錨索最大錨固力出現(xiàn)巷道頂板中部,為308.6kN。
3.2.5 支護方案比較
方案Ⅲ與方案Ⅱ相比,頂板支護每6排,方案Ⅲ比方案Ⅱ多用一根錨索,少用4跟錨桿。而在實際掘進試驗中發(fā)現(xiàn),打一根頂錨索的平均時間為16.2 min,而打一根頂錨桿的平均時間為5.7 min,因此從頂板支護時間和費用的控制上看,方案Ⅲ偏優(yōu);在頂板位移量的控制上兩方案相當,但兩幫最大位移量、頂板及兩幫塑性區(qū)的控制、錨桿與錨索軸力上,方案Ⅲ在變形與快速掘進施工方面較好,而且頂?shù)装逦灰埔约八苄詤^(qū)深度與原方案的差別很小,幾乎可以忽略,考慮到此方案在鋼帶兩側并沒有補打錨桿,而且錨索密度降低,恰有一排錨索代替兩根錨桿;頂板每100 m少打14根錨索與136根錨桿;由于巷幫錨桿密度增加,變?yōu)槊颗?根,巷幫錨桿增加200根。此方案沒有在兩側幫角補打錨桿,整體減少16 h,相當于兩個掘進班的作業(yè)時間。各方案比較見表3。
(1)通過對現(xiàn)有支護參數(shù)作用下的5203矩形大斷面全煤巷松動圈的實測,松動圈半徑范圍為1.6~2.1 m,屬于大松動圈。根據(jù)動態(tài)信息設計方法,對巷道頂?shù)装逡平?、頂板離層值以及錨桿索的受力進行實測與數(shù)值模擬,發(fā)現(xiàn)能滿足巷道變形的控制要求,只是支護利用率不高。
表3 各優(yōu)化方案支護效果比較
(2)利用矩形巷道頂板壓縮頂梁支護理論,提出最小安全厚度的計算公式,依據(jù)頂板安全穩(wěn)定性,初步設計優(yōu)化支護方案,將原有巷道上部幫角的補強錨桿去除,改變錨桿、錨索的密度。
(3)從各方案比較發(fā)現(xiàn),方案Ⅲ支護材料消耗低,每百米巷道少用錨索14根、錨桿136根,節(jié)省施工時間16 h,提高了掘進效率,并且各項支護效果指標都與原有支護相同,錨桿索最大軸力降低5%左右,支護利用率較高,效果較好。在后期20 m放頂煤采動過程中,5203回采巷道與相鄰巷道的變形都在可控范圍內。
[1] 康紅普,王金華,林 健.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析[J].巖石力學與工程學報,2010,29(4):649-664.
[2] 盧 熹,李鵬波.沖擊性巷道錨網(wǎng)支護參數(shù)優(yōu)化技術研究[J].煤炭科學技術,2014,42(9):87-90.
[3] 嚴 石,陳建本.復雜條件下巷道圍巖控制機理及支護技術[J].煤礦安全,2013(3):71-74.
[4] 康紅普,吳擁政,李建波.錨桿支護組合構件的力學性能與支護效果分析[J].煤炭學報,2010,35(7):1057-1065.
[5] 李 元,劉 剛,龍景奎.深部巷道預應力協(xié)同支護數(shù)值分析[J].采礦與安全工程學報,2011,28(2):204-208,213.
[6] 余偉健,馮 濤,王衛(wèi)軍,等.軟弱半煤巖巷圍巖的變形機制及控制原理與技術[J].巖石力學與工程學報,2014,33(4):658-671.
2015-04-16)
高 宇(1989—),男,037000 山西省大同市。