劉 毅
(山西汾西礦業(yè)集團(tuán)中興煤業(yè),山西 呂梁 030500)
掘支平行作業(yè)滯后距離研究
劉 毅
(山西汾西礦業(yè)集團(tuán)中興煤業(yè),山西 呂梁 030500)
某礦8#煤層處于典型的弱膠結(jié)軟巖地層中,以111082工作面皮帶順槽為工程背景,綜合理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法對(duì)弱膠結(jié)軟巖巷道底臌變形機(jī)理進(jìn)行了初步研究,模擬了不同二次支護(hù)距掘進(jìn)面不同距離情況下頂板運(yùn)移、兩幫移近量,最終確定距離掘進(jìn)面39 m、進(jìn)行二次支護(hù)比較合適。關(guān)鍵詞: 弱膠結(jié);滯后支護(hù);巷道掘進(jìn)
在保證安全生產(chǎn)情況下增加工序平行作業(yè)是提高巷道掘進(jìn)速度的有效途徑。巷道掘進(jìn)過(guò)程中支護(hù)工序占用的時(shí)間比例最大,因此,最大限度地增加巷道支護(hù)工序的平行作業(yè)是提高巷道掘進(jìn)速度的有效途徑。根據(jù)31506運(yùn)輸巷掘進(jìn)工作面實(shí)際情況和快速掘進(jìn)的要求,將永久支護(hù)作業(yè)分成初次支護(hù)和后續(xù)支護(hù)兩步來(lái)完成,增加支護(hù)工序的平行作業(yè),從而提高巷道的掘進(jìn)速度。
后續(xù)錨桿支護(hù)滯后距離過(guò)短導(dǎo)致各工序相互影響,不利于后續(xù)支護(hù)作業(yè)的正常進(jìn)行;滯后距離過(guò)長(zhǎng),可能導(dǎo)致巷道變形過(guò)大,頂板離層過(guò)大,甚至造成垮落,對(duì)安全生產(chǎn)造成威脅。因此,合理的后續(xù)支護(hù)滯后距離是巷道安全快速掘進(jìn)的保證[1-2]。本文通過(guò)數(shù)值模擬的方法模擬了在不同滯后距離情況下巷道變形情況。
采用滯后錨桿支護(hù)平行作業(yè)時(shí),巷道掘進(jìn)后初次錨桿支護(hù)的強(qiáng)度必須能夠滿足巷道安全需要,能夠有效控制圍巖初期變形破壞,抵抗巷道掘進(jìn)期間的礦壓顯現(xiàn)。巷道初次支護(hù)平面圖見(jiàn)圖1。根據(jù)工作面實(shí)際情況,初步確定巷道初次支護(hù)參數(shù)如下:
圖1 巷道初次支護(hù)平面圖
1) 巷道開(kāi)挖后,鋪設(shè)頂板菱形網(wǎng),進(jìn)行初次支護(hù)??紤]到現(xiàn)場(chǎng)頂板條件,初次支護(hù)以錨桿為主。
2) 錨桿規(guī)格:MSGLD-335-022×2 000/2 200 mm金屬全螺紋鋼等強(qiáng)錨桿。
3) 錨固方式:樹(shù)脂加長(zhǎng)錨固。選用2根M22840或1根S28625雙速樹(shù)脂藥卷。
4) 錨桿布置:頂板每排打設(shè)3根錨桿,頂板錨桿間排距為1 200 mm×1 200 mm。
5) 錨桿初始預(yù)緊力:錨桿預(yù)緊力控制在50 kN。
6) 護(hù)網(wǎng):巷道頂板采用1 100 mm×4 100 mm菱形網(wǎng)支護(hù),網(wǎng)片搭接長(zhǎng)度不低于100 mm。一次循環(huán)進(jìn)尺后,頂板表面必須完成全面鋪網(wǎng)和聯(lián)網(wǎng)工作。
7) 單個(gè)循環(huán)內(nèi)布置3排錨桿,初次支護(hù)打設(shè)9根錨桿,并將錨桿預(yù)緊力擰緊至設(shè)計(jì)要求后方可進(jìn)行后續(xù)作業(yè)。
2.1 模型的建立
巷道埋深709.7 m~727.3 m,模型尺寸為長(zhǎng)×寬×高=35 m×50 m×35 m,巷道位于模型中部,沿巷道掘進(jìn)方向35 m,巖層總厚度為35 m,巷道為矩形斷面,頂部為沿巖層傾向的斜面。三維模型應(yīng)盡可能準(zhǔn)確地考察巷道圍巖變形和受力情況,模型中巷道附近單元格較密,遠(yuǎn)離巷道處單元?jiǎng)澐州^疏[3]。
2.2 數(shù)值模擬各方案設(shè)計(jì)
根據(jù)巷道圍巖性質(zhì)和現(xiàn)場(chǎng)施工條件,以后續(xù)支護(hù)滯后距離為研究對(duì)象設(shè)計(jì)了4種方案,滯后距離分別是25、30、35、40 m。圖2為永久支護(hù)滯后距離各方案示意圖。
圖2 后續(xù)支護(hù)滯后距離模擬各方案示意圖
2.3 頂板位移場(chǎng)分析
圖3,是經(jīng)過(guò)巷道中心的豎直截面,隨著后續(xù)支護(hù)滯后距離的不斷增加,巷道頂?shù)装遄畲笪灰屏坎粩嘣龃?,其最大位移量分別為42.8、43.8、44.2、44.8 mm。
由于其頂板條件較好,因而頂板變形量隨滯后距離增加其位移增量并不大。圖4為各方案頂板位移曲線圖。由圖4可知,巷道頂板在初次支護(hù)條件下,后續(xù)支護(hù)滯后距離為25、30、35、40 m時(shí),頂板位移量差別不大。
圖5和圖6分別為巷道左右兩幫最大位移曲線圖。從圖中可以看出,由于巷道初次支護(hù)只對(duì)巷道的頂板做了支護(hù),而沒(méi)有對(duì)兩幫支護(hù),因而初次支護(hù)較后續(xù)完整支護(hù)兩幫變形較大;隨后續(xù)支護(hù)距離的增加,巷道左右兩幫的最大位移增大,左幫分別為46.77、47.20、47.50、47.61 mm,右?guī)头謩e為53.10、53.84、54.11、54.46mm,增大不明顯。由于巷道頂板傾斜,巷道右?guī)兔罕诒茸髱透?,位移量較左幫稍大。
根據(jù)模擬結(jié)果可知,各方案巷道的位移量差別不大,位移量在巷道允許范圍內(nèi)。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)施工實(shí)際情況,考慮施工人員的安全和施工的方便,初步將后續(xù)支護(hù)作業(yè)放在橋式轉(zhuǎn)載機(jī)之后進(jìn)行。因此,后續(xù)支護(hù)的滯后距離應(yīng)考慮掘進(jìn)機(jī)長(zhǎng)度、橋式轉(zhuǎn)載機(jī)長(zhǎng)度、掘進(jìn)進(jìn)尺以及施工安全距離[4-5]。
滯后距離=掘進(jìn)機(jī)長(zhǎng)度+橋式轉(zhuǎn)載機(jī)長(zhǎng)度+掘進(jìn)進(jìn)尺+施工安全距離=8.92+25+3.6+1.5=39.02 m。
圖3 頂板位移云圖
圖4 各方案頂板位移曲線圖
圖5 各方案左幫位移曲線圖
圖6 各方案右?guī)臀灰魄€圖
在確定支護(hù)參數(shù)的基礎(chǔ)上,利用數(shù)值模擬的方法模擬了巷道在不同后續(xù)支護(hù)滯后距離的情況下,巷道圍巖變形情況。結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)施工的實(shí)際情況,以安全施工為前提,在不影響后續(xù)支護(hù)作業(yè)的前提下,確定了最佳安全滯后支護(hù)距離。
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Research on lag distance of parallel operation of tunneling and supporting
LIU Yi
(Zhongxing Coal Industry, Shanxi Fenxi Mining Industry Group Co., Ltd., Lvliang Shanxi 030500, China)
No. 8 coal seam in a mine has a typical weak cementation soft rock strata. Based on the engineering background of 111082 crossheading?in working face, combining the theoretical analysis and numerical simulation, deformation mechanism of weak cementation soft rock roadway floor?heave is studied, roof movement and both sides convergence are simulated under different distance from secondary supporting to the heading face. It is finally determined that 39 m drivage distance is suitable for secondary supporting.
weak cementation; lag supporting; tunneling
2017-03-17
劉 毅,男,1982年出生,2014年畢業(yè)于太原理工大學(xué)采礦專業(yè),工程師。
10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2017.04.41
TD825
A
1004-7050(2017)04-0118-02
煤礦工程