曲 濱
(汾西礦業(yè)集團水峪煤業(yè), 山西 孝義 032300)
+20 m N7SK3運輸巷作為某礦回采5313工作面的主要巷道,滿足回采時通風、運輸及行人等的主要巷道。該工作面位于+20 m水平北六石門至北七石門之間。以南北五石門至北六石門K3煤巷尚未掘進;以北七石門至北八石門K3煤巷尚未掘進;以上+100 m水平北六石門至北七石門K3煤巷尚未掘進;以下-60 m水平北六石門至北七石門;上覆K4煤層、下覆K1煤層均未開采。地面位于巖口灣一帶,地面標高784.00~947.00 m。K3煤層為半暗至半亮型煤,煤質(zhì)較硬,含黃鐵礦結核,煤巖層走向N48°E,傾向 SE,傾角 33°~35°,平均 34°。由于K3煤層直接頂板為泥巖及砂質(zhì)泥巖,隔水性較好,由于局部受構造破壞,老頂細砂巖中的少量裂隙水或流入工作面,但對施工無大的影響[1-3]。
為準確掌握K3煤層5313工作面回采巷道圍巖狀況,特別是底板巖層的巖性,同時為定量研究巷道圍巖的穩(wěn)定性提供依據(jù)以及為數(shù)值模擬研究提供數(shù)據(jù)支持,通過現(xiàn)場鉆取巖芯,探測地層組成并測定其物理力學參數(shù)??梢?,K3煤層頂板和底板均為泥巖。煤層底板也主要由泥巖、細砂巖和砂質(zhì)泥巖的混層構成,巖石塑性較大、強度較低,是底板難以支護的主要原因之一[4-5]。
K3煤層回采巷道原支護方式為錨網(wǎng)支護,半圓拱斷面,斷面凈寬3.1 m,全寬3.3 m,凈高2.2 m,支護間距0.8 m(遇斷層或構造帶可縮小錨桿排拒0.6 m),錨桿間距0.8 m,掘進斷面積7.5 m2,凈斷面積5.7 m2。
錨桿規(guī)格:采用Φ18mm的普通建筑螺紋鋼作為錨桿材料,全長1.8 m;錨固材料:選擇端頭錨固樹脂錨固劑;鋼墊板的規(guī)格:100mm×100mm×10mm(長×寬×厚);鋼筋梯規(guī)格:采用Φ12mm鋼筋加工成“U”形,并每隔0.8 m在豎筋上焊接兩根橫梁,橫梁間距0.1 m,形成梯子。臨時支護錨桿不鋪設錨網(wǎng)。
從K3煤層回采巷道原支護方式可以看出,巷道底板處于泥巖中,對頂板和兩幫進行了相對有效的支護,對底板則沒有任何支護措施,致使圍巖應力作用于底板形成擠壓流動性底鼓。因此,分別從改變巷道的圍巖性質(zhì)和改變支護形式的角度提出兩種支護方案,運用FLAC3D模擬軟件進行分析研究。
結合現(xiàn)場實際情況、實踐經(jīng)驗以及采礦理論,擬對K3煤層回采巷道提出新的支護方案具體如下:
采用“自鉆式中空注漿讓壓錨桿+高強讓壓錨桿+‘W’型鋼帶+金屬網(wǎng)+鳥窩讓壓錨索”聯(lián)合支護。具體支護參數(shù)為,頂板每排布置5根高強度金屬粗尾讓壓錨桿,規(guī)格為Φ20mm×2000mm,配合2400mm×l50mm×3mm的W形四眼鋼帶,錨桿間排距為1000mm×l 000mm;巷道兩幫各使用4根Φ18mm×l 800mm高強度金屬粗尾讓壓錨桿,錨桿間排距為1000mm×1000mm,配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼鋼帶;巷道底板布置4根Φ18mm×1800mm自鉆式中空注漿讓壓錨桿,錨桿間排距為1000mm×1000mm,巷道頂板布置兩排錨索,錨索規(guī)格為Φ15.24mm×7500mm。
3.1.1 原支護條件下的巷道支護模擬分析
1)原支護條件下的巷道垂直位移、水平位移如圖1、圖2所示。
圖1 原支護條件下巷道垂直位移(mm)分布圖
圖2 原支護條件下巷道水平位移(mm)分布圖
從圖1、圖2可以看出:在原支護條件下,巷道周圍巖體在圍巖應力作用下產(chǎn)生向巷道空間的位移,距巷道表面越近的巖體,其位移變化越大。而且在原有支護條件下巷道的頂板和兩幫變形相比無支護條件下效果明顯,頂板與兩幫得到了有效的控制,底板位移的相對變化比較大,從原來的最大鼓出量829mm左右變?yōu)楝F(xiàn)在的710mm左右,底鼓量雖然有一定減少,但底鼓現(xiàn)象仍然非常嚴重,巷道的兩個幫角也處在水平位移的最大范圍內(nèi)。這可以更加充分地說明底鼓的形成與巷道幫角巖體向巷道空間內(nèi)擠壓分不開。
2)原支護條件下巷道塑性破壞范圍如圖3所示。
圖3 原支護下塑性區(qū)破壞范圍分布圖
從塑性區(qū)圖3中可以看出,在原支護條件下,巷道頂板和兩幫的塑性區(qū)范圍有了明顯改善,但仍有變形,巷道底板主要被拉剪破壞,且塑性區(qū)范圍約為4 m,由于底板并未進行有效的支護措施,巷道圍巖應力作用于底板中,當應力超過底板巖層的抗拉極限時,底板巖體受水平應力擠壓流動到巷道內(nèi),形成巷道底鼓。當巷道底板巖層變形隨著時間的延續(xù)逐漸增大時,其底鼓量也會增加。因此,要控制住巷道底鼓,必須對巷道底板進行有效的支護措施。
3.1.2 支護模擬方案及效果分析
針對K3煤層5313工作面回采巷道的具體地質(zhì)條件,提出各個支護方案,本次模擬采用控制變量法制定方案,即分析某一參數(shù)對支護效果的影響時,其他參數(shù)不變,如分析錨桿強度對支護效果影響時,分別用普通錨桿和高強度錨桿進行模擬,其他參數(shù)保持不變,相應的制定出各個方案。根據(jù)不同影響參數(shù)的組合關系,模擬計算各個方案,并對模擬結果進行分析,最終確定合理的支護方式[6]。
把錨桿強度、底板錨桿、幫角錨桿數(shù)量和角度作為研究變量,提出如下方案:
方案一:普通錨桿+錨索支護。
方案二:高強度錨桿+錨索支護。
方案三:普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿(10°)。
方案四:普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿(30°)。
方案五:普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿(50°)。
方案六:普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿(90°)。
方案七:高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(10°)。
方案八:高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(30°)。
方案九:高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(50°)。
方案十:高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(90°)。
方案十一:普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿(10°)+兩底板錨桿。
方案十二:高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(10°)+兩底板錨桿。
1)錨桿強度對支護效果影響。使用原支護即普通錨桿支護時,最大底鼓量達到710mm,使用高強度金屬粗尾讓壓錨桿,最大底鼓量為423mm,支護效果有明顯提升。因此擬采用的支護方案采用高強度金屬粗尾讓壓錨桿。
2)幫角錨桿對支護效果影響。通過之前錨桿強度的模擬分析,使用高強度錨桿支護時的支護效果比普通錨桿支護時更好,因此模擬分析幫角錨桿對支護影響時,有普通錨桿的方案將不予考慮,因此,分別對方案二和方案七進行模擬。
有幫角錨桿支護下的最大底鼓巷道量為358mm,對支護效果有一定的影響,擬采用幫角錨桿對回采巷道進行支護。
3)底板錨桿對支護效果影響。分別對方案七和方案十進行模擬,在有底板錨桿支護下的最大底鼓量為157mm,支護效果明顯,擬采用底板錨桿對回采巷道進行支護。
4)幫角錨桿角度對支護效果影響。分別對方案七、八、九、十進行模擬分析,結果表明幫角錨桿角度對支護影響不大,幫角錨桿為10°時,最大底鼓量為358mm,幫角錨桿為30°時,最大底鼓量為361mm,幫角錨桿為50°時,最大底鼓量為371mm,幫角錨桿為90°時,最大底鼓量為364mm,擬采用幫角錨桿為10°的方案進行支護。
綜合上述分析,當支護方案為“高強度錨桿+錨索+兩幫底角錨桿(10°)+兩底板錨桿”時的支護效果最好,最大底鼓量為157mm,能取得良好的支護效果。
3.1.3 擬采用的支護方案模擬效果分析
采用“高強度錨桿+錨索+兩幫角錨桿(10°)+兩底板錨桿”的聯(lián)合支護。
1)聯(lián)合支護條件下的巷道位移變化分析,在聯(lián)合支護條件頂板的垂直位移相對原支護有明顯變化,其中頂板垂直位移最大移近量為100mm,底板垂直位移最大移近量為157 m。巷道兩幫的變形得到了有效的控制,最大變形量約為98mm,整體而言,巷道的變形得到了有效的控制。分布巷道頂板及兩幫都主要受剪切破壞,其頂板塑性區(qū)范圍1.2 m左右。而巷道底板塑性區(qū)范圍在1.1 m左右。
通過數(shù)值模擬分析比較,方案十二的支護效果最好,能有效控制巷道底鼓,擬采用方案十二對回采巷道進行支護,并進行現(xiàn)場工業(yè)性試驗,具體布置如下:
頂板每排布置5根高強度金屬粗尾讓壓錨桿,規(guī)格為Φ20mm×2000mm,配合2400mm×150mm×3mm的W形四眼鋼帶,錨桿間排距為1000mm×l 000mm;巷道兩幫各使用4根Φ18mm×l 800mm高強度金屬粗尾讓壓錨桿,錨桿間排距為1000mm×1000mm,配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼鋼帶;巷道底板布置4根Φ18mm×l 800mm自鉆式中空注漿讓壓錨桿,錨桿間排距為1000mm×1000mm,巷道頂板布置兩排錨索,錨索規(guī)格為Φ15.24mm×7500mm。
根據(jù)回采巷道的具體支護形式及破壞現(xiàn)狀,運用軟巖巷道支護理論、巖石力學理論,提出了一種新的回采巷道支護方式,即“自鉆式中空注漿讓壓錨桿+高強讓壓錨桿+‘W’型鋼帶+金屬網(wǎng)+鳥窩讓壓錨索”。運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,對不同支護方案下的巷道頂?shù)装逑鲁亮?、兩幫移近量、塑性區(qū)分布、應力分布情況進行比較分析,確定了合理的支護參數(shù)。通過現(xiàn)對場礦壓觀測結果以及支護效果分析,巷道圍巖支護效果明顯,底鼓量穩(wěn)定在100mm左右,證明所確定的巷道支護方案是合理可行的。