趙文輝，張 磊

(西山煤電集團(tuán)公司 官地礦， 山西 太原 030022)

綜采工作面末采期間大斷面巷道頂板因跨度大、采動(dòng)等因素影響，極易出現(xiàn)離層、局部跨落，變形量大，往往需要重復(fù)拉底挑頂施工才能滿足出架要求。該斷面?zhèn)鹘y(tǒng)支護(hù)方式為打木棚，支護(hù)形式屬被動(dòng)支護(hù)，抵抗地壓能力低，支護(hù)效果差，且在施工過(guò)程中工藝繁瑣，安全隱患多，并且由于需要打設(shè)棚腿，減少了巷道斷面寬度，影響末采期間的作業(yè)安全與作業(yè)速度[1-3].

目前，西山煤電集團(tuán)官地礦綜采工作面兩巷掘進(jìn)凈寬均已達(dá)到4.2 m，凈高達(dá)到了3.5 m，根據(jù)綜采工作面末采要求，為方便出架拆面，需在出架通道兩端頭處進(jìn)行抹角施工，抹角尺寸達(dá)到了2 m×2 m以上，此處端頭巷道最大斷面積達(dá)到了21.7 m2(6.2 m×3.5 m).針對(duì)該礦大斷面端頭頂板支護(hù)進(jìn)行研究，在分析端頭圍巖受力狀態(tài)理論基礎(chǔ)上，提出大斷面端頭頂板吊梁支護(hù)技術(shù)。

1 綜采工作面末采大斷面支護(hù)技術(shù)

1.1 圍巖支護(hù)理論分析

巷道開挖以后，圍巖體應(yīng)力狀態(tài)由三維轉(zhuǎn)向二維受力，引起開挖空間周邊應(yīng)力的重新分布，直至達(dá)到新的三向應(yīng)力平衡狀態(tài)為止，從而造成局部應(yīng)力集中及四周煤巖的松動(dòng)擴(kuò)容變形，擴(kuò)容變形主要發(fā)生在巷道周邊淺部圍巖，如果淺部圍巖得不到及時(shí)有效的支護(hù)，這種擴(kuò)容變形將很快演變?yōu)閲鷰r的破裂和垮冒。因此，是否及時(shí)有效控制淺部煤巖變形對(duì)巷道成功支護(hù)起決定性作用[4].

通過(guò)提高圍巖的初始及時(shí)支護(hù)強(qiáng)度可有效控制這種松動(dòng)擴(kuò)容變形，同時(shí)可有效提供巷道圍巖體強(qiáng)度及其完整性。典型的支護(hù)阻力與圍巖變形關(guān)系曲線見圖1中曲線1. 巷道圍巖變形量隨著支護(hù)阻力減小而增大，如果支護(hù)載荷小于一定的極限值，巷道大變形就無(wú)法得到有效控制。因此，為有效控制巷道圍巖的變形，必須在巷道開挖初期給圍巖體施加有效限制其變形破壞的極限支護(hù)載荷[5].

目前，井工礦支護(hù)頂板的主要技術(shù)為架棚被動(dòng)支護(hù)、錨桿索主動(dòng)支護(hù)等，其中架棚被動(dòng)支護(hù)和無(wú)預(yù)緊力錨桿索支護(hù)特性曲線見圖1曲線2、3. 從曲線可以看出，被動(dòng)架棚支護(hù)由于無(wú)法提供主動(dòng)支護(hù)力，且允許圍巖擴(kuò)容變形較大，當(dāng)“支護(hù)—圍巖”狀態(tài)穩(wěn)定時(shí)，其提供的支護(hù)阻力較大，且圍巖收斂量也較大。而采用無(wú)預(yù)緊力錨桿索支護(hù)時(shí)，雖然呈現(xiàn)出一定的支護(hù)阻力，但由于無(wú)預(yù)緊力，導(dǎo)致圍巖最終變形量也較大。高預(yù)緊力錨桿索控制技術(shù)原理見圖1的曲線4，表現(xiàn)出強(qiáng)初撐(第Ⅰ階段)、急增阻(第Ⅱ階段)和高工作阻力狀態(tài)(第Ⅲ階段)的特性，圍巖的變形量(Δs)控制在較小的范圍內(nèi)，支護(hù)效果最好。

圖1 支護(hù)阻力與圍巖變形關(guān)系圖

1.2 大斷面端頭巷道吊梁控制技術(shù)

根據(jù)圍巖受力狀態(tài)分析，提出使用吊梁方式對(duì)端頭大斷面進(jìn)行支護(hù)，其原理為利用錨索的主動(dòng)支護(hù)技術(shù)，將鐵梁懸吊在頂板上并對(duì)頂板起主動(dòng)支護(hù)作用，既起到了抬棚的作用，又有了主動(dòng)支護(hù)的特性。每組吊梁由4根錨索、2根短梁及1根長(zhǎng)梁組成，安裝時(shí)，首先在巷道頂板兩端各利用2根錨索將1根短梁吊至距頂板150～200 mm處，然后將長(zhǎng)梁置于2根短梁上，最后將4根錨索依次鎖緊，并達(dá)到預(yù)緊力要求。

1) 該支護(hù)方式變傳統(tǒng)的被動(dòng)支護(hù)為主動(dòng)支護(hù)，及時(shí)改變圍巖應(yīng)力狀態(tài)，優(yōu)化了圍巖支護(hù)條件，有效控制了圍巖變形，保證了安全生產(chǎn)。2) 由于使用吊梁支護(hù)，斷面內(nèi)不存在支護(hù)點(diǎn)柱，給后續(xù)拆面工程帶來(lái)便利，同時(shí)，較傳統(tǒng)支護(hù)方式節(jié)省了支護(hù)材料，且實(shí)現(xiàn)了支護(hù)材料的可回收利用，控制了工程成本。

1.3 數(shù)值模擬分析主被動(dòng)支護(hù)大斷面控制效果

通過(guò)FLAC3D數(shù)值模擬計(jì)算軟件對(duì)受采動(dòng)影響大斷面端頭主被動(dòng)支護(hù)進(jìn)行比較，基于該工作面煤層地質(zhì)條件建立模型，見圖2. 模型采用Hoek-Brown屈服準(zhǔn)則，巷道斷面為矩形，布置在煤層中央，巷道寬6.2 m，高3.5 m，模型尺寸為長(zhǎng)50 m×寬15 m×高60 m，巷道埋深300 m，模型固定除上表面的所有自由面，初始應(yīng)力垂直方向按覆巖自重生成，側(cè)壓系數(shù)取1.

圖2 數(shù)值模擬力學(xué)模型圖

為研究不同支護(hù)條件下圍巖應(yīng)力分布狀態(tài)與塑性區(qū)范圍，建立吊梁支護(hù)與錨桿支護(hù)模型，吊梁支護(hù)模型參數(shù)：長(zhǎng)8.0 m，d22 mm，錨固長(zhǎng)度5 m，預(yù)緊力250 kN，間排距為2 000 mm×1 000 mm；錨桿支護(hù)模型參數(shù)：長(zhǎng)2.4 m錨桿支護(hù)，d24 mm，錨固長(zhǎng)度1.4 m，外露長(zhǎng)度100 mm，預(yù)緊力為60 kN，間排距為750 mm×1 000 mm. 模擬結(jié)果見圖3，4.

圖3 不同支護(hù)方式水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力分布圖

圖4 不同支護(hù)方式巷道變形塑性區(qū)圖

由圖3可知，使用吊梁支護(hù)的頂板，其水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力曲線均有所變化，具體表現(xiàn)為其峰值位置均向頂板自由面移動(dòng)，且峰值應(yīng)力降低，表明采用吊梁支護(hù)可以有效優(yōu)化巷道淺部圍巖應(yīng)力環(huán)境。由圖4可以看出，使用吊梁支護(hù)較錨桿支護(hù)塑性破壞區(qū)面積減少了43個(gè)單元格，表明吊梁支護(hù)可有效控制巷道破壞區(qū)。

2 工程實(shí)踐

官地礦33415綜采工作面正、副巷及切眼均采用矩形斷面，其中巷道斷面4.2 m×3.5 m，末采布置圖見圖5，需在機(jī)尾三角煤處做2 m×2 m的45°抹角，施工工藝如下：

圖5 工作面末采擴(kuò)循環(huán)吊梁支護(hù)布置圖

1) 采用人工打眼放炮方式進(jìn)行，炮眼在工作面煤幫布置，垂直煤壁打眼，眼深2 m，炮后要及時(shí)加打戴帽點(diǎn)柱做臨時(shí)支護(hù)，柱距0.8 m.

2) 從機(jī)尾抹角處至落山側(cè)垂直于工作面架設(shè)3架5 m工字鋼梁，在1#外側(cè)護(hù)板處架設(shè)兩架2.5 m工字鋼梁，在機(jī)尾抹角處架設(shè)兩架6 m工字鋼梁，均平行于工作面布置，兩根抬棚并緊，并將兩架6 m工字鋼梁挑緊。

3) 從抹角處按棚距1.0 m向外架設(shè)一架5 m工字鋼梁，最后在抹角處加打錨索支護(hù)，間距1.5 m.

拆架期間，在機(jī)尾抹角處布置了兩個(gè)表面收斂的測(cè)站，監(jiān)測(cè)20天巷道的收斂變形情況，見圖6.

圖6 兩幫移近量隨時(shí)間變化圖

從圖6可以看出，兩幫移近量基本穩(wěn)定在90 mm左右，頂?shù)装逡平糠€(wěn)定在110 mm左右，圍巖變形量得到了有效控制，為后期拆架提供了安全保障，后期巷道無(wú)需返修，節(jié)省大量人力物力。同時(shí)，與相同作業(yè)條件工程相比，該工作面末采耗時(shí)較同類工作面減少了2個(gè)圓班，節(jié)省了工期。

3 結(jié) 論

1) 分析了傳統(tǒng)綜采工作面末采階段兩端頭支護(hù)存在的問(wèn)題，提出大斷面端頭巷道吊梁控制技術(shù)，變被動(dòng)支護(hù)為主動(dòng)支護(hù)，保障了端頭圍巖的穩(wěn)定性。

2) 采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)端頭大斷面巷道主被動(dòng)支護(hù)進(jìn)行模擬分析，表明采用吊梁支護(hù)方式較傳統(tǒng)被動(dòng)支護(hù)在應(yīng)力及變形量控制上均有大幅改善。

3) 大斷面端頭巷道吊梁控制工藝優(yōu)化了綜采工作面末采流程，提高了末采工程速度，減少了兩端頭維護(hù)拉底費(fèi)用，提高了綜采工作面末采階段的安全性。