李建波
(天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部,北京 100013)
三交河煤礦主要開采10#下煤層,10#下煤層頂板為典型復(fù)合頂板,容易風(fēng)化破碎,受采動影響易出現(xiàn)頂板離層、破碎下沉等破壞現(xiàn)象。我國學(xué)者對復(fù)合頂板巷道支護(hù)理論和技術(shù)進(jìn)行了大量研究,高明仕等[1]提出厚層松軟復(fù)合頂板梯次支護(hù)原理,采用錨桿、短錨索和長錨索形成階梯式立體支護(hù)結(jié)構(gòu);蘇學(xué)貴等[2]分析了特厚松軟復(fù)合頂板的結(jié)構(gòu)形態(tài)與破壞特征,根據(jù)錨桿錨索作用原理,認(rèn)為錨桿形成巷道淺部巖層組合梁,錨索形成深部巖體承載拱,分析了拱-梁耦合作用機(jī)制;白杰等[3]針對復(fù)合頂板強(qiáng)烈動壓巷道支護(hù)難題,采用全斷面短錨索配合異形錨索托板和鋼筋托梁支護(hù)技術(shù),取得較好的支護(hù)效果;張百勝等[4]就層狀頂板離層變形特征進(jìn)行了模擬研究,根據(jù)模擬結(jié)果提出相應(yīng)的支護(hù)設(shè)計;穆成林等[5]采用尖點(diǎn)突變模型研究巷道層狀圍巖失穩(wěn)機(jī)制及判據(jù),分析了層狀圍巖突變失穩(wěn)破壞過程中的能量轉(zhuǎn)化發(fā)生機(jī)理;這些研究都很好地指導(dǎo)了工程實(shí)踐,在具體工程應(yīng)用中發(fā)揮了重要作用[6]。但采掘?qū)Υ┯绊懴聫?fù)合頂板巷道支護(hù)仍然是煤礦生產(chǎn)中的一項(xiàng)技術(shù)難題。
本文針對三交河煤礦10#下煤層10-2032巷具體條件,分析采掘?qū)Υ┣昂?0-2032巷應(yīng)力演化特征,結(jié)合預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)技術(shù),采用工程類比和數(shù)值模擬方法,提出10-2032巷錨桿錨索支護(hù)設(shè)計,礦壓監(jiān)測結(jié)果顯示,對穿后10-2032巷變形量較小,頂幫和底板均保持穩(wěn)定,確保了頂板安全和正常生產(chǎn)。
10-203工作面區(qū)域,10#下煤層厚度為1.2~2.3 m,平均厚度1.8 m,傾角2°~8°,煤層結(jié)構(gòu)簡單,直接頂依次為2~7 m的泥巖、0.3~0.8 m的10#上煤層、0.5~1.5 m的泥巖、0.5~1.0 m的9#煤層,老頂為10~13 m的K2灰?guī)r,10#下煤層距K2灰?guī)r的距離為8.2~10.9 m,其間泥巖和煤為4~5層,屬于典型的復(fù)合頂板,底板為泥巖,厚4~5 m。
圍巖強(qiáng)度測試表明:10#下煤層強(qiáng)度平均值為17.39 MPa,泥巖強(qiáng)度平均值為38.96 MPa;9#煤層強(qiáng)度平均值為21.07 MPa。K2灰?guī)r強(qiáng)度平均值為102 MPa。10-2032巷埋深354~403 m。
10-203工作面東為正回采的10-201工作面,與10-2032巷間凈煤柱為30 m,西為實(shí)體煤,南為實(shí)體煤,北為下組煤二采區(qū)輔助運(yùn)輸巷。工作面與上部2#煤層采空區(qū)層間距98~102 m。10-2032巷沿煤層頂板掘進(jìn),掘?qū)?.2 m,掘高3 m,10-201工作面寬度為228 m,采用自然垮落法管理頂板。圖1為10-2032巷平面布置圖。
圖1 10-2032巷平面布置圖Fig.1 Roadway 10-2032 layout
1) 10#下煤層頂板為煤層和泥巖互層,完整性差,為典型復(fù)合頂板,從已掘巷道來看,容易出現(xiàn)變形且變形持續(xù)時間較長。
2) 10-2032巷掘進(jìn)時將與10-201回采面對穿,為動壓影響巷道,煤柱為30 m,但最大埋深超過400 m動壓顯現(xiàn)將較為明顯。需對應(yīng)力變化情況進(jìn)行分析,給支護(hù)設(shè)計提供指導(dǎo)。
根據(jù)10-203工作面區(qū)域工程地質(zhì)條件,利用FLAC3D數(shù)值計算平臺,建立數(shù)值計算模型[7]。綜合考慮各方面影響因素,為研究巷道周邊應(yīng)力演化規(guī)律對模型進(jìn)行簡化:模型尺寸為360 m×280 m×40 m,劃分為9層,10-201工作面長度為228 m,10-2032巷為斷面寬×高=4.2 m×3.0 m的矩形模型。數(shù)值模型劃分為101 920個單元,109 620個節(jié)點(diǎn)。模型四周邊界限定水平方向位移,模型底部限定豎直方向位移,模型頂部施加等效于覆巖重力的均布載荷10.6 MPa。模擬采用礦方10#下煤層原有支護(hù)設(shè)計方案:頂板采用直徑20 mm、長2.0 m螺紋鋼錨桿,每排5根,間距0.9 m,排距1 m;頂錨索為直徑17.8 mm、長6.3 m鋼絞線,“二·一”布置,間距1.8 m,排距3 m;幫錨桿采用直徑18 mm、長2.0 m螺紋鋼錨桿,每排2根,間距1.2 m,排距1.2 m。圍巖力學(xué)參數(shù)見表1。支護(hù)構(gòu)件力學(xué)參數(shù)見表2,頂錨桿錨固長度1.2 m,錨索錨固長度2 m,幫錨桿錨固長度0.8 m。錨桿托板尺寸長×寬=150 mm×150 mm,錨索托板尺寸長×寬=300 mm×300 mm。數(shù)值計算模型如圖2所示。
模擬10-2032巷掘進(jìn)面與10-201回采面相距不同距離時,分4種工況:工況一為對穿之前回采面在掘進(jìn)面前方100 m,即相距100 m;工況二為回采面與掘進(jìn)面對穿,即相距0 m;工況三為對穿之后回采面在掘進(jìn)面后方100 m,即相距-100 m;工況四為對穿之后回采面在掘進(jìn)面后方200 m,即相距-200 m;各工況模型如圖3所示。分析10-2032巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律,包括垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力。
表2 10-2032巷支護(hù)構(gòu)件力學(xué)參數(shù)表Table 2 Mechanical parameters of bolt and cableof roadway 10-2032
圖2 數(shù)值計算模型圖Fig.2 Numerical model
圖3 四種工況示意圖Fig.3 Model of four working conditions
圖4為巷道垂直應(yīng)力不同工況時的應(yīng)力云圖,由圖4可知,兩幫垂直應(yīng)力明顯高于頂?shù)装?,對穿?0-2032巷兩幫垂直應(yīng)力集中較為明顯,頂?shù)装宕怪睉?yīng)力略有增加。表3為兩面相距不同距離巷道周邊最大垂直應(yīng)力值,圖5為巷道最大垂直應(yīng)力隨兩面相距不同距離的變化曲線,巷道周邊垂直應(yīng)力最大值由11.7 MPa最大增加至13.9 MPa,增加了18%。
圖6為巷道水平應(yīng)力不同工況的應(yīng)力云圖,由圖6可知,頂?shù)装逅綉?yīng)力明顯高于兩幫,對穿后10-2032巷頂板垂直應(yīng)力急劇增大,底板垂直應(yīng)力有所升高,兩幫垂直應(yīng)力幾乎沒有變化。表4為兩面相距不同距離巷道周邊最大水平應(yīng)力值,圖7為巷道周邊最大水平應(yīng)力隨兩面相距不同距離的變化曲線。從結(jié)果來看,最大水平應(yīng)力由12.1 MPa增加至18 MPa,增加幅度達(dá)到50%,主要在對穿后產(chǎn)生。
圖4 不同工況時巷道周邊垂直應(yīng)力云圖Fig.4 Vertical stress of roadway with differentworking conditions
圖5 巷道周邊垂直應(yīng)力最大值隨距離的變化曲線Fig.5 Curve of maximum vertical stress of roadway withdifferent distances of mining and boring face
表3 不同相距距離巷道周邊最大垂直應(yīng)力Table 3 Maximum vertical stress of roadway withdifferent distances of mining and boring face
表4 不同相距距離巷道周邊最大水平應(yīng)力Table 4 Maximum horizontal stress of roadway withdifferent distances of mining and boring face
圖6 不同工況時巷道周邊水平應(yīng)力云圖Fig.6 Horizontal stress of roadway with differentworking conditions
圖7 巷道周邊水平應(yīng)力最大值隨距離的變化曲線Fig.7 Curve of maximum horizontal stress of roadwaywith different distances of mining and boring face
1) 垂直應(yīng)力主要體現(xiàn)在兩幫,對穿后垂直應(yīng)力值增加18%。工況三時垂直應(yīng)力出現(xiàn)最大值。
2) 頂?shù)装逅綉?yīng)力明顯高于兩幫,對穿后100 m頂板水平應(yīng)力值急劇增加,對穿后200 m時仍有所增加,增加幅度為50%。
3) 可見在10-2032巷特定條件下,采動影響主要體現(xiàn)在頂板上。
自2000年起,煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)得到大規(guī)模推廣應(yīng)用,廣大工程技術(shù)人員對錨桿支護(hù)技術(shù)原理的認(rèn)識也逐步深入,提出的錨桿支護(hù)理論有懸吊、組合梁、組合拱、松動圈、圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化、預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力支護(hù)理論等[8-9]。從圍巖自身的力學(xué)性能出發(fā),強(qiáng)調(diào)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)才是真正的主動支護(hù),同時錨桿錨索及其托板等配套構(gòu)件力學(xué)性能應(yīng)相互匹配[10]。
從采掘?qū)Υ┣昂髴?yīng)力演化規(guī)律可知,10-2032巷頂板主要為對穿后水平應(yīng)力明顯增加,幅度較大;兩幫主要為垂直應(yīng)力稍有增加。結(jié)合錨桿支護(hù)技術(shù)原理,10-2032巷錨桿支護(hù)設(shè)計原則如下:①加強(qiáng)頂板支護(hù),10-2032巷頂板本身為復(fù)合頂板,層理裂隙發(fā)育穩(wěn)定性差,對穿后頂板水平應(yīng)力明顯增加,必須加強(qiáng)頂板支護(hù)才能確保安全;②兩幫支護(hù)加強(qiáng)護(hù)表,確保動壓影響下兩幫完整;③頂幫均采用預(yù)應(yīng)力錨桿錨索支護(hù)技術(shù),錨桿錨索預(yù)緊力均達(dá)到其破斷載荷的50%左右,真正實(shí)現(xiàn)主動支護(hù),約束圍巖變形,充分發(fā)揮圍巖自身承載能力?;阱^桿支護(hù)原理和上述支護(hù)原則,認(rèn)為復(fù)合頂板動壓巷道頂板應(yīng)采用長短錨索組合支護(hù),通過增加錨固深度和加大預(yù)緊力,改善頂板支護(hù)效果,保證巷道安全。
10-2032巷沿煤層頂板掘進(jìn),掘?qū)?.2 m,掘高3 m,根據(jù)上述設(shè)計原則,結(jié)合現(xiàn)場工程經(jīng)驗(yàn),提出10-2032巷支護(hù)如下。頂板采用全錨索支護(hù)。錨索材料為直徑17.8 mm,1×7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,長度7.3 m和4.3 m。錨固長度為2 420 mm。每排四根布置,間距1 125/1 350 mm,排距1 000 mm。配高強(qiáng)錨索托板和調(diào)心球墊。錨索張拉鎖定預(yù)緊力為180 kN。采用直徑4 mm的鋼筋焊接鋼筋網(wǎng)護(hù)頂。巷幫支護(hù)錨桿桿體為直徑20 mm的左旋無縱筋螺紋鋼筋,長2.0 m,配高強(qiáng)度螺母、調(diào)心球墊和減摩墊圈。錨固長度為1 000 mm。錨桿排距1 000 mm,每排每幫3根錨桿,間距800 mm。錨桿配套W鋼護(hù)板,規(guī)格為450 mm×280 mm×3 mm。采用10#鐵絲菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫。錨桿預(yù)緊扭矩不低于250 N·m。支護(hù)斷面見圖8。
利用前文FLAC3D數(shù)值計算模型分別對上述支護(hù)設(shè)計方案進(jìn)行數(shù)值模擬計算,分析四種工況時10-2032巷變形和構(gòu)件受力情況。
表5和表6為頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平繑?shù)值計算結(jié)果,從數(shù)值大小看,頂?shù)装逡平看笥趦蓭鸵平?;從?guī)律看,對穿前變形不大,對穿后變形增加20%~25%,對穿200 m后,變形基本穩(wěn)定。
表5 不同相距距離時巷道頂?shù)装逡平縏able 5 Roof-to-floor convergence of roadway withdifferent distances of mining and boring face
圖8 10-2032巷支護(hù)斷面圖Fig.8 Roadway 10-2032 support section
表6 不同相距距離時巷道兩幫移近量Table 6 Convergence of two-sides of roadway withdifferent distances of mining and boring face
表7 不同相距距離時錨桿、錨索軸力最大值Table 7 Maximum load of bolt and cable with differentdistances of mining and boring face
表7為錨桿錨索受力數(shù)值計算結(jié)果,從數(shù)值大小看,錨桿錨索受力均小于破斷載荷,構(gòu)件選取較為合理。從規(guī)律看,對穿前受力不大,對穿后增加,對穿200 m后,受力基本穩(wěn)定。從數(shù)值計算結(jié)果看,提出的支護(hù)設(shè)計較為合理,能較好地控制巷道變形。
采用數(shù)值計算,分析采用礦方原有支護(hù)時10-2032巷變形情況。
表8和表9為原支護(hù)條件下頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平繑?shù)值計算結(jié)果。與其相比,采用優(yōu)化后的支護(hù)設(shè)計,頂?shù)装逡平孔畲鬁p少26.52%,兩幫移近量最大減少21.47%。可見,優(yōu)化后的支護(hù)設(shè)計支護(hù)效果明顯優(yōu)于原設(shè)計。
表8 不同相距距離時巷道頂?shù)装逡平縏able 8 Roof-to-floor convergence of roadway withdifferent distances of mining and boring face
表9 不同相距距離時巷道兩幫移近量Table 9 Convergence of two-sides of roadway withdifferent distances of mining and boring face
10-2032巷掘進(jìn)1 000 m時與10-201回采面對穿,在10-2032巷850 m處設(shè)置測站,監(jiān)測對穿期間巷道變形和錨桿錨索受力情況。
表10為采掘兩面不同相距距離時巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果,巷道表面位移量較小,變形得到控制。表面位移變化規(guī)律與數(shù)值計算結(jié)果一致。
表11為采掘兩面不同相距距離時錨桿錨索受力監(jiān)測結(jié)果,錨桿錨索預(yù)緊力施加質(zhì)量較好,達(dá)到破斷載荷的50%左右,對穿后受力明顯增加,對穿200 m后,受力基本穩(wěn)定。錨桿錨索受力均未達(dá)到屈服載荷,說明支護(hù)設(shè)計較為合理。
表10 不同相距距離時巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果Table 10 Deformation of roadway with different distancesof mining and boring face
表11 不同相距距離時錨桿錨索受力監(jiān)測結(jié)果Table 11 Load of bolt and cable with different distancesof mining and boring face
1) 10-2032巷為采掘?qū)Υ﹦訅合锏?,頂板為典型?fù)合頂板,支護(hù)難度較大。采用數(shù)值模擬方法,對10-2032巷在采掘?qū)Υ┢陂g應(yīng)力演化規(guī)律進(jìn)行了分析,頂板水平應(yīng)力增加明顯。
2) 結(jié)合錨桿支護(hù)技術(shù)原理和應(yīng)力演化規(guī)律,提出10-2032巷錨桿支護(hù)設(shè)計原則,重點(diǎn)加強(qiáng)頂板支護(hù),提出頂板長短錨索組合支護(hù)設(shè)計,頂幫錨桿錨索均施加高預(yù)應(yīng)力,真正實(shí)現(xiàn)主動支護(hù)。
3) 井下礦壓監(jiān)測結(jié)果表明,頂?shù)装逡平看笥趦蓭鸵平?,對穿前變形不大,對穿后變形增加,對?00 m后,變形基本穩(wěn)定。支護(hù)較好地控制了巷道圍巖變形,錨桿錨索受力均未達(dá)到屈服載荷,說明支護(hù)設(shè)計較為合理。