王薈欽,馬金建,李 洋,高 輝
(1.中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院,江蘇 徐州 221116;2.山東能源棗莊礦業(yè)(集團)有限責任公司七五生建煤礦,山東 濟寧 277606)
目前煤礦巷道所采用的支護方式主要為錨桿支護,錨桿支護的大面積推廣應用解決了大量巷道支護難題,提高了巷道支護效果,保證了安全生產(chǎn)。多年來在煤礦上的實踐經(jīng)驗表明,錨桿支護是煤巷經(jīng)濟有效的支護技術(shù),已經(jīng)成為煤礦實現(xiàn)高產(chǎn)高效安全生產(chǎn)的關鍵技術(shù)之一[1]。深部巷道開挖掘進過程中,巷道支護的難度加大,支護參數(shù)選取的正確與否直接決定了巷道支護的最終效果。對巷道支護參數(shù)的校核是十分必要的。邢彥文[2]通過對錨桿支護理論和圍巖松動圈理論分析,結(jié)合錨桿支護設計實例闡述破碎特厚煤層巷道的支護技術(shù),提出了軟巖巷道支護應積極推廣使用錨桿支護技術(shù)的觀點。周浩亮、楊瑾娣[3]以模糊數(shù)學為理論基礎,通過對影響巖巷支護選型多種因素的分析,建立了“巖巷支護選型的模糊綜合評判模型”,由此提出了一種較為新穎的巖巷支護選型方法。高倩[4]分析了童亭煤礦傳統(tǒng)巷道支護方式存在的問題,介紹了推廣應用新型錨桿支護技術(shù)采取的一系列措施方法及取得的成效,并提出了今后的努力方向。單智勇[5]針對我國錨桿支護現(xiàn)狀、發(fā)展技術(shù)、經(jīng)濟效益和發(fā)展方向進行全面的分析研究評價,以推動該技術(shù)的全面發(fā)展。但是我國礦井的實際地質(zhì)條件差別很大,需要針對礦井具體條件進行支護方案校核。某礦41盤區(qū)一號回風大巷由于圍巖性質(zhì)較差、受掘進擾動影響大、后期施工標準較低等原因,巷道出現(xiàn)一定程度變形。為此,對41盤區(qū)一號回風大巷的支護參數(shù)進行驗算,保證巷道圍巖的穩(wěn)定,確保安全服務于41盤區(qū)生產(chǎn)。
某礦埋深為547~730 m,屬于深埋礦井。41盤區(qū)一號回風大巷臨近巷道有二號回風巷、帶式輸送機巷、輔助運輸巷。巷道長度為593.30 m,巷道在煤層內(nèi)掘進,整體多布置在遇水膨脹的泥巖和透水性較好的細粒砂巖中。煤層厚度3.76~4.32 m之間,平均厚度3.93 m;傾角2°~6°,平均為3°。礦井工作面絕對瓦斯涌出量59.89 m3/min,相對瓦斯涌出量為7.12 m3/t,屬于高瓦斯礦井,煤塵有爆炸性危險。煤層頂?shù)装迩闆r見表1。
41盤區(qū)一號回風大巷為拱形斷面,掘進尺寸為5 240 mm×4 220 mm,采用錨網(wǎng)噴+錨索+W鋼帶(頂部)+鋼筋梯(幫部)+槽鋼聯(lián)合支護形式。巷道支護采用φ22 mm×2 500 mm BHRB335高強螺紋鋼錨桿,每排16根,間排距為700 mm×700 mm;錨桿托盤采用150 mm×150 mm×8 mm碟形托盤;每根使用2根錨固劑(1根MSZ23/60型樹脂藥卷和1根MSK23/60型樹脂藥卷),預緊力矩不小于120 N·m,錨固力不小于100 kN;頂部最外側(cè)錨桿距幫不超過400 mm,幫部錨桿頂錨距頂部不超過300 mm;錨索采用1×19芯結(jié)構(gòu)、φ21.6 mm×8 800 mm鋼鉸線,每排5根,間排距1 200 mm×1 400 mm;錨索托盤采用300 mm×300 mm×20 mm碟形托盤;每根錨索使用4根錨固劑(3根MSZ23/60型樹脂藥卷和1根MSK23/60型樹脂藥卷),預緊力180 kN,錨固力不小于200 kN。支護斷面如圖1所示。
表1 煤層頂?shù)装迩闆r表
圖1 41盤區(qū)一號回風大巷支護斷面圖
極限平衡法設計煤巷錨桿支護參數(shù)依托于兩個基本理論:一是彈塑性理論;二是懸吊理論。為了克服彈塑性理論的局限性,采用煤巖體物理力學參數(shù)修正系數(shù)和采動影響系數(shù)加以修正[6-7]。下面采用極限平衡理論校驗支護參數(shù)。
巷道周邊極限平衡區(qū)半徑為
式中:a—巷道理論半徑,為2.72 m;K1—采動影響系數(shù),取1.8;γ—上覆巖層體積力,取0.025 MN/m3;H—巷道埋深,取700 m;K2—煤巖體力學參數(shù)修正系數(shù),取0.8;C—黏結(jié)力,根據(jù)巖石力學試驗為5.68 MPa;φ—內(nèi)摩擦角,根據(jù)巖石力學試驗為28.44°;Pi—支護阻力,取0.25 MPa。
由此確定極限平衡區(qū)深入巷道圍巖深度為:
錨桿長度:
式中:L1—錨桿錨固段長度,0.61 m;Δ—極限平衡區(qū)深入圍巖的深度,1.7 m;L3—錨桿外露長度,一般取0.15 m。根據(jù)上述結(jié)果和現(xiàn)場所用支護材料,取錨桿長度2 500 mm滿足支護要求。
錨桿直徑:
式中:S—錨桿的維護面積,取0.81 m2;qd—需要支護加固的最大載荷密度,取0.12 MPa;[σ]—桿體材料的許用強度,取335 MPa。結(jié)合井下巷道的實際情況,此處錨桿直徑22 mm滿足要求。
錨桿間排距:
式中:Q—錨固力,設計為錨桿屈服載荷(127 kN)的80%,取100 kN;K—錨桿安全系數(shù),取4;γ—巖石體積力,25 kN/m3;Δ—極限平衡區(qū)深入圍巖的深度,1.7 m??紤]41盤區(qū)一號回風大巷前期巷道圍巖變形較大,錨桿間排距取700 mm×700 mm合理可行。
錨桿預緊力矩設計:
錨桿預緊力與螺母預緊力矩存在如下關系
式中:P—錨桿預緊力,31.56~52.59 kN;M—錨桿預緊力矩,N·m。由式(7)可得到錨桿預緊力矩為189.36~368.13 N·m。根據(jù)煤層厚度和巷道高度,錨桿預緊力矩不小于240 N·m。
錨索長度:
式中:X1—錨索外露長度,取0.4 m;X2—錨索的有效錨固長度,取5.1 m;X3—錨索的錨固長度,取0.15 m。錨索長度選取8 800 mm大于設計標準,符合安全規(guī)程要求。
錨索支護密度:
式中:K—安全系數(shù),取2;γ—煤巖體積力,取25 kN/m3;B—巷道寬度,取5.24 m;H—巷道松動破碎區(qū)高度,m,取3Δ;Q—錨索破斷載荷,取510 kN。
錨索排距:
式中:n—每排錨索確定的根數(shù),取5;N—錨索支護密度,取2.62。錨索排距取1 400 mm,符合設計要求。
錨索間距:
式中:B—巷道寬度,5.24 m。結(jié)合錨索排距選取數(shù)值,錨索間距取為1 200 mm,略大于計算結(jié)果,后期可根據(jù)支護狀態(tài)調(diào)整。
綜上,巷道支護參數(shù)中高強螺紋鋼錨桿取φ22 mm×2 500 mm,間排距700 mm×700 mm,預緊力矩240 N·m;錨索φ21.6 mm×8 800 mm鋼鉸線,間排距1 200 mm×1 400 mm符合計算設計要求。
利用FLCD3D數(shù)值模擬軟件對支護巷道進行位移及應力分析研究[8-10]。根據(jù)巷道具體地質(zhì)條件進行模型建立,上部施加均布載荷,其余各面施加位移約束,巷道支護參數(shù)數(shù)值模擬分析如圖2所示。
圖2 數(shù)值模擬位移和應力云圖
由圖2分析可得,在采用的支護參數(shù)條件下,巷道水平位移即兩幫移近量最大為0.31 m,垂直位移即頂?shù)装逡平孔畲鬄?.91 m;巷道水平應力最大為16.5 MPa,垂直應力最大為1.71 MPa。位移與圍巖應力均較小,符合支護要求,證明支護優(yōu)化設計滿足生產(chǎn)需要。
在巷道內(nèi)距離掘進迎頭15 m處斷面布置表面位移測站,測量其中的A1B1、A2B2、A3B3、A4B4和CD這5組數(shù)據(jù),測點分布圖如圖3所示。
圖3 測點分布示意圖
測站布置后,前兩星期每天觀測1次,之后每星期測量3次,直至巷道基本穩(wěn)定。依據(jù)現(xiàn)場實測數(shù)據(jù),變化曲線如圖4所示。
由圖4可知,41盤區(qū)一號回風大巷測站處頂?shù)装謇鄯e移近量為300 mm,兩幫累積移近量為215 mm,觀測15 d后巷道圍巖變形基本趨于穩(wěn)定;頂?shù)装遄畲笠平俾蕿?7 mm/d,兩幫最大移近速率為32 mm/d,均出現(xiàn)在測站布設后第3 d,后期圍巖移近速率較小。巷道圍巖移近量整體不大,屬掘進期內(nèi)圍巖應力重新分布、變形正常釋放過程,說明支護方案的參數(shù)合理有效。
(1)采用極限平衡理論進行了支護參數(shù)的校核,支護參數(shù)符合錨桿索參數(shù)計算結(jié)果,證明所采用支護參數(shù)滿足理論設計要求。
(2)巷道支護參數(shù)數(shù)值模擬結(jié)果表明:巷道位移及應力均較小,支護方案參數(shù)能夠滿足生產(chǎn)安全的要求。
(3)通過現(xiàn)場表面收斂監(jiān)測評定的支護效果,頂?shù)装搴蛢蓭偷睦鄯e移近量分別為300 mm和215 mm,最大移近速率分別為47 mm/d和32 mm/d。兩幫及頂?shù)装迨諗康玫接行Э刂?,且能夠保證掘進生產(chǎn)安全。
圖4 表面位移變化曲線
(4)研究結(jié)果表明所設計支護方案科學合理,能夠有效控制圍巖變形,保證了生產(chǎn)安全,為其他工作面支護方案設計提供了參考依據(jù)。