侯京凱
(山東能源棗礦集團(tuán)新安煤業(yè)公司,山東 微山 277642)
上煤層回采后,下部煤層及層間巖層應(yīng)力狀態(tài)將發(fā)生改變,兩層煤間距越小,層間巖層的整體性和完整性破壞越嚴(yán)重[1-3]。在下煤層中開挖巷道時(shí),巷道頂板易破碎漏頂,下沉量大,且片幫嚴(yán)重,維護(hù)難度較大,成為此類工程的主要技術(shù)難題之一,亟需進(jìn)行深入研究。本文針對(duì)新安煤礦6113 工作面運(yùn)輸巷和材料巷工程條件差、支護(hù)困難等問題進(jìn)行研究,通過FLAC3D模擬確定頂(幫)錨桿長(zhǎng)度為2.4m(2.0m),直徑為24mm(18mm)。
新安煤礦6113 工作面位于太原組10#、11#煤層中,煤層平均厚度7.38m。直接頂為9#煤底之泥巖,基本頂為K2 石灰?guī)r,底板為鋁質(zhì)泥巖,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,煤層傾角2°~9°,平均傾角6°。
工作面上部為9#煤采空區(qū),北鄰6111 采空區(qū),東鄰六采區(qū)大巷,南鄰6115 采空區(qū),西鄰井田邊界。6113 工作面位置示意圖如圖1 所示。由于工作面位于采空區(qū)下,且兩側(cè)相鄰工作面也均已采空,工程地質(zhì)條件總體復(fù)雜,尤其是工作面材料巷、運(yùn)輸巷靠煤柱一側(cè)工程條件較差。
圖1 6113 工作面位置示意圖
6113 工作面材料巷、運(yùn)輸巷均采用錨桿、錨索、鋼帶及金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)方式。
頂板錨桿采用規(guī)格為Φ22×2200mm 的螺紋鋼錨桿,錨桿間排距分別為750mm、950mm;頂板錨索采用規(guī)格為Φ17.8mm×4200mm 的鋼絞線,分別布置在距巷道兩幫各1.1m 處;幫錨桿均采用規(guī)格為Φ16×1800mm 的圓鋼錨桿,錨桿間排距分別為900mm、950mm。材料巷、運(yùn)輸巷斷面支護(hù)方式如圖2 所示。
圖2 巷道支護(hù)斷面圖
6113 工作面運(yùn)輸巷整體變形比較嚴(yán)重,部分區(qū)域巷道頂?shù)装逡平看?,巷道底鼓明顯,巷道頂板存在整體下沉現(xiàn)象,主要表現(xiàn)在巷道頂板鋼帶的左角和右角形成“鼓兜”,鋼帶折曲變形,被錨桿托盤壓穿撕裂,造成鋼帶失效。材料巷相對(duì)運(yùn)輸巷變形量較小,但是局部區(qū)域也存在頂板下沉、巷道底鼓及長(zhǎng)距離的網(wǎng)兜現(xiàn)象。
(1)頂板傾斜情況
根據(jù)井下觀測(cè),在冒頂附近及其他未冒頂區(qū)域,巷道頂板煤柱一側(cè)發(fā)生較大幅度下沉,比工作面一側(cè)多下沉達(dá)500mm 左右,如圖3 所示,說明巷道煤柱一側(cè)頂板破壞較為嚴(yán)重。
圖3 巷道頂板下沉情況
(2)巷道煤柱側(cè)幫突出情況
巷道煤柱側(cè)幫部突出情況明顯,平均達(dá)300~400mm 左右,而且?guī)蛧鷰r煤體比較破碎,而工作面?zhèn)葞筒壳闆r較好,基本沒有明顯的突出。
根據(jù)6113 工作面實(shí)際條件,建立FLAC3D計(jì)算模型,模型尺寸為50m×40m×40m,共劃分17360個(gè)單元。模型底部邊界固定,頂部為自由邊界,其余面均施加水平位移約束,模型中各煤巖層采用摩爾 庫(kù)倫本構(gòu)模型。
模型上覆巖層的重量以均布載荷的形式施加到模型頂部,大小為6.25MPa,取應(yīng)力系數(shù)為0.5,x、y 方向的初始應(yīng)力取3.1255MPa。先賦予材料為剛度材料,以避免在巷道開挖前產(chǎn)生變形[4]。
一般情況下,巷道的支護(hù)效果和錨桿長(zhǎng)度、錨桿直徑、錨桿間排距、鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)、錨索長(zhǎng)度、錨桿直徑等很多因素有關(guān)。本文結(jié)合新安煤礦6113 工作面的實(shí)際工程地質(zhì)情況,主要模擬分析錨桿長(zhǎng)度、錨桿直徑對(duì)支護(hù)效果的影響。
(1)無支護(hù)條件下巷道模擬
由無支護(hù)條件下巷道模擬可知,巷道在無支護(hù)時(shí),頂板的下沉量為385.3mm,底鼓量為120.6mm,左、右?guī)妥冃瘟糠謩e為1258mm、15.02mm,頂板破壞范圍為2.25m,左幫破壞范圍達(dá)5.3m 左右,而底板及右?guī)褪芰^好,破壞較少。左幫的變形量及破壞范圍遠(yuǎn)遠(yuǎn)超出正常變形值,即可認(rèn)為左幫已經(jīng)破壞,巷道失效。
(2)錨桿長(zhǎng)度對(duì)支護(hù)效果影響的模擬分析
只改變錨桿長(zhǎng)度,其他支護(hù)參數(shù)不變,分析巷道圍巖變形和應(yīng)力分布情況。頂板錨桿長(zhǎng)度分別取2200mm、2400mm、2600mm 三種情況,幫錨桿分別取1800mm、2000mm、2200mm 三種情況。具體模擬方案見表1。
表1 錨桿長(zhǎng)度模擬分析方案
不同錨桿長(zhǎng)度條件下各方案巷道圍巖位移如圖4 所示。
圖4 不同錨桿長(zhǎng)度條件下各方案巷道圍巖位移
由方案1 到方案2 時(shí),巷道頂板位移減少5.37mm,底板減少3.93mm,左幫減少6.82mm,右?guī)蜏p少3.44mm;從方案2 到方案3 時(shí),巷道頂板位移減少2.14mm,底板減少1.31mm,左幫減少1.78mm,右?guī)蜏p少1.14mm。因此,各位移量隨著錨桿長(zhǎng)度的增加而有所減小,但選用方案3 時(shí)位移量減小幅度很小,基本沒有意義,選用方案2 較為合理,即頂板錨桿采用2.4m,幫錨桿采用2.0m 比較合理。
(3)錨桿直徑對(duì)支護(hù)效果影響的模擬分析
只改變錨桿直徑,其他支護(hù)參數(shù)不變,分析巷道圍巖變形和應(yīng)力分布情況。頂板錨桿直徑分布取22mm、24mm、26mm 三種情況,幫錨桿直徑分別取16m、18mm、20mm 三種情況,共有三種支護(hù)方案。具體模擬方案見表2。
表2 錨桿直徑模擬分析方案
圖5 不同錨桿直徑的各方案巷道圍巖位移
不同錨桿直徑的各方案巷道圍巖位移如圖5所示。從方案A 到方案B 時(shí),巷道頂板位移減少0.77mm,底板減少1.07mm,左幫減少6.45mm,右?guī)蜏p少1.63mm;從方案B 到方案C 時(shí),巷道頂板位移減少1.14mm,底板減少0.55mm,左幫減少1.91mm,右?guī)蜏p少1.14mm。
各位移量隨著錨桿直徑的增加而有所減小,但位移量減小幅度均很小。對(duì)左幫而言,錨桿直徑從16mm 增加到18mm 時(shí)左幫位移量減小了6.45mm,錨桿直徑從18mm 增加到20mm 時(shí)左幫位移量?jī)H減小1.91mm。方案B 較為合理,即頂板錨桿直徑采用24mm,幫錨桿直徑采用18mm 比較合理。
(1)新安煤礦6113 工作面受上煤層及本煤層相鄰采空區(qū)的影響,巷道變形呈現(xiàn)明顯的非對(duì)稱性特征,即巷道煤柱側(cè)變形破壞較回采側(cè)嚴(yán)重,影響了巷道的正常使用。
(2)通過數(shù)值模擬確定頂板錨桿長(zhǎng)度為2.4m,直徑為24mm,幫錨桿長(zhǎng)度為2.0m,直徑為18mm比較合理?,F(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用表明,采用優(yōu)化后的支護(hù)參數(shù)能有效控制巷道變形,保證巷道安全。