崔元慶

(潞安集團(tuán) 郭莊煤礦，山西 長治 046100)

巷道的穩(wěn)定性會(huì)直接影響到礦井的生產(chǎn)與安全。隨著煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的發(fā)展與提高，使得布置在巖層中的開拓、準(zhǔn)備巷道改為在煤層中布置，實(shí)現(xiàn)了全煤巷道布置[1]。一些煤層大巷兩側(cè)布置的回采工作面開采完畢后，大巷會(huì)處于孤島煤柱內(nèi)。孤島煤柱兩側(cè)的采動(dòng)應(yīng)力相互影響，甚至產(chǎn)生疊加，會(huì)對(duì)大巷的維護(hù)造成嚴(yán)重影響[2]，嚴(yán)重制約了礦井生產(chǎn)效率的提高，成為礦井急需解決的一大難題[3-4]。

1 工程背景

郭莊煤礦一采區(qū)膠帶巷沿3號(hào)煤層底板布置，3號(hào)煤層厚度6.5 m，巷道為矩形斷面，尺寸為寬×高=4.4 m×3 m，埋深267 m。煤層直接頂為粉砂巖，厚度0.82 m；基本頂為2.03 m厚的砂巖；底板為0.82 m厚的泥巖和11.74 m厚的中砂巖。東側(cè)布置有推進(jìn)方向與膠帶巷延伸方向一致的3個(gè)回采工作面(1303、1302、1301工作面)，已于2001年回采完畢，留設(shè)的保護(hù)煤柱寬度為50 m；西側(cè)為2301工作面，保護(hù)煤柱寬度為60 m，回采完該工作面后，一采區(qū)膠帶巷處于一個(gè)孤島煤柱中。在兩側(cè)工作面回采過程中以及回采結(jié)束后，一采區(qū)膠帶巷收縮變形劇烈，表層所噴漿體開裂脫落，部分錨桿被拉斷，托盤變形嚴(yán)重。兩工作面之間由西向東依次為一采區(qū)回風(fēng)巷、一采區(qū)軌道巷、一采區(qū)膠帶巷、一采區(qū)新回風(fēng)巷，除膠帶巷沿3號(hào)煤層底板布置外，其余均沿煤層頂板布置，且兩側(cè)工作面回采后仍能保持巷道完好，基本無采動(dòng)影響。一采區(qū)膠帶巷是郭莊煤礦的基礎(chǔ)大巷之一，服務(wù)年限長，還要繼續(xù)完成整個(gè)水平的運(yùn)輸任務(wù)，所以解決一采區(qū)膠帶巷的二次支護(hù)問題十分重要。為此，本文針對(duì)郭莊煤礦一采區(qū)膠帶巷在強(qiáng)采動(dòng)影響下的二次支護(hù)進(jìn)行研究。一采區(qū)膠帶巷采掘工程平面見圖1所示。

膠帶巷原頂板支護(hù)采用D20 mmL2 400 mm的螺紋鋼錨桿，每排4根，排距1 100 mm，間距1 200 mm，靠近巷道幫部處的錨桿安設(shè)角度為與垂線呈20°，其他垂直頂板打設(shè)；配備6 mm厚圓形托盤，圓托盤直徑80 mm；梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接，梯子梁長3.8 mm；鋪設(shè)由10號(hào)鉛絲編織的金屬網(wǎng)。

兩幫支護(hù)采用D16 mmL2 000 mm的圓鋼錨桿，每排3根，排距1 100 mm，間距1 200 mm，靠近頂板的錨桿上仰20°打設(shè)，靠近底板的錨桿下扎10°安裝，其余水平布置；配備6 mm厚圓蝶形托盤，圓托盤直徑80 mm；梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接，梯子梁長2.4 m；金屬網(wǎng)為10號(hào)鉛絲編織的金屬網(wǎng)。

支護(hù)完成后在巷道表面進(jìn)行噴漿處理，噴漿厚度100 mm。支護(hù)示意如圖2。

2 二次支護(hù)設(shè)計(jì)

2.1 二次支護(hù)方案的提出

針對(duì)一采區(qū)膠帶巷受采動(dòng)影響出現(xiàn)的變形問題，現(xiàn)提出兩種二次支護(hù)方案進(jìn)行對(duì)比，以確定最優(yōu)方案。為了對(duì)比方案效果，連同原方案一起進(jìn)行數(shù)值模擬分析。方案內(nèi)容見表1。表中錨桿均采用直徑為22 mm，長度為2 400 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，錨索均采用D22 mmL7 300 mm。支護(hù)參數(shù)示意如圖3所示。

圖2 一采區(qū)膠帶巷原支護(hù)參數(shù)(mm)

方案頂板兩幫方案I原方案原方案方案II每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打一排6根錨桿,間排距800 mm×1 100 mm,梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接;原錨桿處每排補(bǔ)打2根錨索,間排距2 000 mm×1 100 mm。 每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打四根錨桿,間排距850 mm×1 100 mm方案III每相鄰兩排錨桿中間交替補(bǔ)打一排6根錨桿、2根錨索,錨桿間排距800 mm×2 200 mm,錨索間排距2 000 mm×2 200 mm,梯子梁采用D14 mm圓鋼焊接每相鄰兩排錨桿中間補(bǔ)打兩根錨桿,間排距1 200 mm×1 100 mm

圖3 支護(hù)參數(shù)示意(mm)

2.2 數(shù)值模擬模型的建立

取1303工作面采空區(qū)與一采區(qū)膠帶巷之間的煤柱寬度為50 m，2301工作面運(yùn)巷和一采區(qū)膠帶巷之間煤柱寬度為60 m，通過FLAC數(shù)值計(jì)算，比較分析膠帶巷在采用兩種不同的二次支護(hù)方案時(shí)的巷道穩(wěn)定性，最終確定合理的二次支護(hù)方案。模擬過程為：計(jì)算原巖應(yīng)力—掘進(jìn)一采區(qū)膠帶巷并采用原支護(hù)方案支護(hù)—回采1303工作面—回采2301工作面—二次支護(hù)膠帶巷。

以一采區(qū)膠帶巷實(shí)際地質(zhì)條件為背景，建立的模型寬為244.4 m，高為71.81 m，對(duì)模型上邊界進(jìn)行加載時(shí)載荷按采深240 m深度的上覆巖層重力進(jìn)行計(jì)算，保持模型底邊界在垂直方向上固定，維持模型的左右邊界在水平方向上保持不動(dòng)，原始數(shù)值計(jì)算模型如圖4所示。

圖4 數(shù)值計(jì)算模型

2.3 模擬結(jié)果分析

通過FLAC數(shù)值計(jì)算，在不同支護(hù)方案下，膠帶巷圍巖變形量如表2，變形特征如圖5所示，圖6為不同支護(hù)條件下膠帶巷位移矢量圖。

表2不同支護(hù)方案下膠帶巷圍巖變形量mm

方案底鼓量頂板下沉量兩幫移近量Ⅰ48107231Ⅱ3261142Ⅲ3765163

圖6 不同支護(hù)方案下皮帶巷位移矢量

由表2、圖5、圖6可知：

1) 采取原有支護(hù)方案，膠帶巷圍巖底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量分別為48 mm、107 mm、231 mm，三者都比較大，尤其兩幫移進(jìn)量，已影響后期巷道使用，若不采取及時(shí)有效的二次支護(hù)，巷道勢必出現(xiàn)持續(xù)大變形直至巷道圍巖結(jié)構(gòu)徹底破壞。

2) 雖然方案Ⅱ、Ⅲ不盡相同，但是，模擬計(jì)算結(jié)果非常明顯地表明二次支護(hù)對(duì)巷道圍巖變形起到了有效的控制。

3) 采用方案Ⅱ后，巷道底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量為32 mm、61 mm、142 mm，分別下降33.3%、43%、38.5%；采用方案Ⅲ后，巷道底鼓量、頂板下沉量、兩幫移近量為37 mm、65 mm、163 mm，分別下降22.9%、39%、29.4%；

4) 兩種二次支護(hù)方案相比較，方案Ⅱ的支護(hù)效果更優(yōu)于方案Ⅲ。況且，方案Ⅱ的高支護(hù)強(qiáng)度的錨桿布置特點(diǎn)更適合一采區(qū)膠帶巷在強(qiáng)采動(dòng)影響下的頂板、兩幫大變形性質(zhì)。因此，本文采用方案Ⅱ?qū)σ徊蓞^(qū)膠帶巷進(jìn)行二次支護(hù)。

3 應(yīng)用效果分析

采用方案Ⅱ?qū)σ徊蓞^(qū)膠帶巷進(jìn)行二次支護(hù)后，對(duì)巷道表面位移和錨桿受力進(jìn)行了觀測，結(jié)果如圖7、圖8。從圖7可以看出：采用二次加強(qiáng)支護(hù)后，巷道頂?shù)装逡平孔畲鬄?5 mm，兩幫移近量最大為15 mm，說明二次支護(hù)參數(shù)合理，調(diào)動(dòng)了圍巖的承載能力，有效控制了圍巖的變形。

圖7 二次支護(hù)后巷道表面位移

圖8 二次支護(hù)后錨桿軸向受力

從圖8可以看出：二次支護(hù)后，左幫錨桿受力在0～7 d由41 kN增加到44 kN，較初始安裝時(shí)基本不變；頂板中部錨桿初始受力45kN，在11d后，錨桿受力逐漸增加到57kN，之后基本不再變化；右?guī)湾^桿受力在0～13d由52kN持續(xù)增大至74kN，在13～27d緩慢增大至76kN，最終保持不變。