戴 晨

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采空區(qū)上部掘進巷道的支護研究

戴 晨

(安徽理工大學(xué) 能源與安全學(xué)院，安徽 淮南市 232001)

為了探究采空區(qū)上部煤層穩(wěn)定性及支護參數(shù)選取，以孫疃礦8221工作面為研究對象，擬從數(shù)值模擬角度出發(fā)，運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對8221工作面回采巷道進行開挖模擬計算，分析距1023停采線不同位置處的應(yīng)力變化規(guī)律，回采巷道掘進過程圍巖應(yīng)力場特征，提出不同區(qū)域的支護方案，即以架棚支護為主，局部地質(zhì)條件較好區(qū)域采用錨帶網(wǎng)支護；結(jié)果表明：優(yōu)化支護后的8221回采巷道圍巖變形量小，巷道支護效果明顯，架棚為主、局部錨帶網(wǎng)的支護方案可以滿足孫疃礦巷道支護的要求。

上行開采；數(shù)值模擬；掘進巷道；分區(qū)段支護

巷道掘進期間，下部煤層的開采會導(dǎo)致上下煤層層間破斷，形成砌體梁結(jié)構(gòu)[1]，由此產(chǎn)生上覆巖層的下沉移動變形以及應(yīng)力的重新分布[2]，在采空區(qū)邊界上方區(qū)域形成應(yīng)力增高區(qū)和應(yīng)力降低區(qū)[1]。對于布置在應(yīng)力增高區(qū)中的巷道，其圍巖破碎必然導(dǎo)致支護困難[3]。目前針對采空區(qū)上方回采巷道圍巖控制理論、綜合技術(shù)研究頗為豐富[4?6]，在巷道支護過程中，錨桿仍然是目前控制圍巖變形的重要手段[7]。但礦井地質(zhì)條件相對復(fù)雜，煤礦技術(shù)人員對巷道支護設(shè)計依靠以往的工程經(jīng)驗，導(dǎo)致設(shè)計缺乏針對性。本文利用FLAC5.0結(jié)合理論分析的方法，對8221掘進巷道進行分析研究，提出不同區(qū)段的支護方案，并進行監(jiān)測。

1 8221回采巷道支護研究

1.1 工程概況

8221工作面所在煤層為82煤層，巷道埋深320 m，工作面為82煤層首采面，82煤層屬二疊系下統(tǒng)下石盒子組，工作面為一走向近于南北，向東傾斜的單斜構(gòu)造，地層傾角10°~20°，平均17°；煤層厚度1.06~3.43 m，平均2.25 m，屬簡單結(jié)構(gòu)煤層；根據(jù)10煤層開采的情況，預(yù)計該面受構(gòu)造及原始沉積的影響，局部煤層有增厚或變薄現(xiàn)象；煤層厚度變異性系數(shù)為52.7%，可采指數(shù)為1，屬不穩(wěn)定煤層，頂?shù)装鍘r性情況見圖1。

8221工作面位于1023工作面采空區(qū)上方，平均間距為60 m，巷道斷面及支護如圖2所示，頂板錨桿選用5套Φ18 mm×2000 mm高強錨桿，間排距為1000 mm×900 mm。錨索選用Φ17.8 mm×6300 mm，間排距為1600 mm×1800 mm。下幫部采用2套Φ18 mm×2000 mm的高強錨桿，間、排距為1000 mm×900 mm。上幫使用3套Φ18 mm×2000 mm的高強錨桿。初始支護方式在巷道掘進期間兩幫移近量最大為110 mm，頂?shù)装鍨?7 mm，存在一定的優(yōu)化空間。

圖1 巷道巖層分布特征

圖2 8221巷道初始支護斷面

1.2 8221工作面回采巷道數(shù)值模擬研究

擬從數(shù)值模擬角度出發(fā)，運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對8221工作面回采巷道進行開挖模擬計算，分析距1023停采線不同位置處的應(yīng)力變化規(guī)律，從而對支護參數(shù)進行優(yōu)化。

1.2.1 數(shù)值模擬模型的構(gòu)建

采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究孫疃煤礦82#煤層首采工作面8221回采巷道掘進過程中的巷道圍巖變形、垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力的分布情況。為更好的研究8221回采巷道掘進過程中受下部上山保護煤柱的影響，在模擬過程中，根據(jù)8221回采巷道掘進迎頭距離1023停采線水平距離15 m，0 m，?15 m設(shè)置3處監(jiān)測巷道斷面，見圖3。

1.2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

結(jié)合圖4各監(jiān)測斷面垂直應(yīng)力分布分析可得：

圖3 8221掘進巷道監(jiān)測斷面

(a) 8221回采巷道距1023停采線水平距離15 m；(b) 8221回采巷道距1023停采線水平距離0 m；(c) 8221回采巷道距1023停采線水平距離?15 m

(1) 8221回采巷道掘進初期，巷道位于1023上山保護煤柱范圍內(nèi)，受下部采空區(qū)和留設(shè)煤柱影響較小，而且由于內(nèi)錯布置方式，掘進巷道應(yīng)力集中主要出現(xiàn)在巷道靠近保護煤柱側(cè)。隨著下部上山保護煤柱的影響不斷顯現(xiàn)，巷道兩幫圍巖首先破壞，兩幫下部圍巖應(yīng)力較高，推進至距采空區(qū)邊界15 m位置時，巷道位于下部采空區(qū)邊界支承壓力升高區(qū)范圍內(nèi)，監(jiān)測斷面應(yīng)力集中值達到最大，圍巖支承壓力為11.9 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.21，此時巷道兩幫幫角高應(yīng)力明顯，而且頂?shù)装逦恢脩?yīng)力集中增大，對巷道底板的影響要大于對巷道幫部。底板高應(yīng)力區(qū)范圍擴大，峰值升高，易發(fā)生底鼓。

(2) 隨著8221回采巷道不斷推進，巷道逐漸掘進至上山保護煤柱與1023采空區(qū)交界區(qū)域，巷道圍巖支承壓力峰值降低為9.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.77，頂?shù)装逦恢脩?yīng)力集中較小。

(3) 當(dāng)8221回采巷道掘進至1023采空區(qū)上方15 m時，巷道圍巖支承壓力峰值為6.3 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.18，巷道兩幫高應(yīng)力和頂?shù)装逦恢脩?yīng)力集中有所降低，上山煤柱影響逐漸減少，巷道穩(wěn)定性主要受下部1023采空區(qū)的影響，此后隨著掘進的進行，應(yīng)力集中系數(shù)逐漸趨于穩(wěn)定。

1.3 巷道支護方案優(yōu)化

由數(shù)值模擬分析可知，8221工作面處于1023工作面采空區(qū)上方，回采巷道未掘進前，8#煤層已受1023工作面采動影響，煤巖體出現(xiàn)損傷。在1023工作面停采線上部，應(yīng)力較為集中，巖層破壞較為明顯。在保護煤柱區(qū)域、交界區(qū)域及采空區(qū)上方區(qū)域，應(yīng)力分布狀態(tài)及塑性區(qū)分布狀態(tài)各異。因此，8221回采巷道的支護方案在不同區(qū)域?qū)⒂兴煌?。提?221回采巷道在交界區(qū)域即 8221回采巷道距1023停采線水平距離15 m至?15 m范圍內(nèi)以U型棚支護方案為主，在地質(zhì)條件較好的區(qū)域，采用錨帶網(wǎng)支護。

1.3.1 架棚支護方案

8221回采巷道U29型棚規(guī)格：寬×高=4606 mm×3230 mm，U型鋼棚棚距700 mm，頂梁使用半徑2330 mm，弧長4170 mm的U型鋼；兩棚腿使用弧長3342 mm的U型鋼。

1.3.2 錨帶網(wǎng)支護方案

8221工作面回采巷道局部地質(zhì)條件較好，區(qū)域采用錨帶網(wǎng)支護方案。由于巷道兩幫圍巖的普氏系數(shù)＜2，根據(jù)普式冒落拱理論[8]。

式中：0為壓力拱高度；為巷道寬度；為巷道高度；f為兩幫巖層的內(nèi)摩擦角；為頂板巖層的普氏系數(shù)。由巷道支護設(shè)計參數(shù)：=4.2 m，=2.6 m，f為24°，為1.7，得出冒落拱高度0=2.2 m，考慮將錨桿穿過冒落拱，所以將原有錨桿長度確定為2.5 m。

錨桿直徑由下式計算：

式中：為錨桿設(shè)計錨固力，80 kN/根；T為錨桿屈服強度，400 MPa。錨桿的最佳匹配直徑取20 mm。

間排距由下式計算：

式中：2為巷道頂板巖層破碎帶高度；為安全系數(shù)，此處取=1.5；為巖體容重，取26 kN/m3；根據(jù)上式得出=0.93 m，考慮現(xiàn)場實際情況，將間排距確定為800 mm×900 mm。

煤巷兩幫受到下部采空區(qū)影響，圍巖發(fā)生擠壓和張拉，松散破碎，造成兩幫相對移近劇烈，加劇頂板下沉，因此，加固兩幫可提高巷道圍巖整體穩(wěn)定性[9]。根據(jù)巷幫的破壞公式，幫部破壞深度為：

錨桿錨入穩(wěn)定巖體內(nèi)0.5 m，加上外露段長度0.2~0.3 m，最終確定幫部錨桿為2.5 m。從數(shù)值模擬可以看出，巷道兩幫幫角高應(yīng)力明顯，而且頂?shù)装逦恢脩?yīng)力集中增大，由此在兩幫幫角增加與水平面呈15°的錨桿，間距改為900 mm。具體支護方案如圖5所示。

2 巷道支護效果現(xiàn)場觀測

在掘進巷道幫部施工1個幫部鉆孔，在頂板施工2個鉆孔，測站幫部孔6 m深，安裝1.5 m、2.4 m、3.6 m、5 m、6 m共5個不同深度觀測基點，如圖6所示。表面位移觀測采用十字布點法，其測量內(nèi)容包括巷道兩幫收斂、頂板下沉及底臌等，如圖7所示。

在整個觀測期間，深部位移測站不同深度測點相對孔口的位移量變化范圍如下：1.5 m范圍內(nèi)最大圍巖位移量為6 mm，1.5~5 m內(nèi)的圍巖最大位移量為10 mm，5~6 m范圍內(nèi)最大圍巖位移量為14 mm。距巷道表面1~6 m范圍內(nèi)的巖層位移量基本保持一致，巖層間沒有出現(xiàn)離層現(xiàn)象。在整個觀測期間，兩幫表面最大移近量為16 mm，在觀測前4 d左右變形量較大，在觀測8 d左右兩幫位移漸趨于穩(wěn)定。頂?shù)装宓淖畲笞兓繛?2 mm，在觀測前6 d左右變形量較大，7 d左右頂?shù)装逦灰屏恐饾u趨于穩(wěn)定。

圖6 深部位移站觀測曲線

圖7 測站兩幫及頂?shù)孜灰魄€

從8221工作面機、風(fēng)巷掘進期間表面位移觀測數(shù)據(jù)可以看出，觀測期間內(nèi)，巷道變形量較小，支護效果明顯。

3 結(jié) 論

(1)當(dāng)8221回采巷道掘進至距離下部1023停采線15 m范圍時，各監(jiān)測斷面應(yīng)力集中值達到最大值，為11.9 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.21，隨著巷道的掘進，峰值水平會有所下降。

(2) 8221工作面采用分區(qū)段支護，觀測期內(nèi)，回采巷道風(fēng)巷圍巖變形量小，離層控制較好，巷道支護效果明顯，支護質(zhì)量可靠。

(3) 8221巷道掘進至采空區(qū)交界區(qū)域時，受下部采空區(qū)作用影響，幫角應(yīng)力集中明顯，對巷道底板影響大于巷道幫部，并存在底鼓趨勢。

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(2018?08?26)

戴 晨(1993—)，男，安徽宿州人，碩士，主要從事礦山壓力與巖層控制、煤與瓦斯共采方面的研究，Email：470501771@qq.com。