謝黨虎

(陜西涌鑫礦業(yè)有限責(zé)任公司，陜西 榆林 719407)

回采巷道受到掘進(jìn)與采動(dòng)期間的雙重影響，其巷道變形往往較大，如巷道支護(hù)不當(dāng)，將對(duì)安全生產(chǎn)帶來無法估量的損失[1-3]。井工開采的煤礦大多數(shù)掘進(jìn)的巷道均為回采巷道[4]，由于回采巷道位于煤層之中，圍巖力學(xué)強(qiáng)度較低，巷道變形破壞更為嚴(yán)重[5-7]。巷道若未能在掘進(jìn)期間進(jìn)行合理支護(hù)，則不利于后期的維護(hù)工作，增大巷道維護(hù)工程量，嚴(yán)重影響礦井的正常生產(chǎn)[8，9]。孫志勇[10]對(duì)大采高工作面回采巷道進(jìn)行了研究，認(rèn)為錨桿錨固區(qū)內(nèi)外均發(fā)生離層，提出在地質(zhì)異常區(qū)加強(qiáng)支護(hù)的防治措施以控制冒頂事故；黃慶享[11]根據(jù)巷道圍巖垮落過程中出現(xiàn)的自穩(wěn)平衡現(xiàn)象，提出了巷道圍巖極限自穩(wěn)平衡拱的概念，認(rèn)為巷道支護(hù)體主要支護(hù)自穩(wěn)平衡拱內(nèi)的巖體即可；李學(xué)彬[12]針對(duì)軟巖巷道支護(hù)難問題，提出錨桿與鋼管混凝土聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，取得了良好的支護(hù)效果?；夭上锏赖闹ёo(hù)研究一直是學(xué)者們研究的熱門話題，這類巷道的支護(hù)質(zhì)量對(duì)于工作面的安全回采具有重要意義[13-15]。安山煤礦132203工作面回風(fēng)巷在掘進(jìn)過程中出現(xiàn)頂板局部破碎、吊包等現(xiàn)象，存在安全隱患，因此，本文對(duì)132203工作面回風(fēng)巷支護(hù)參數(shù)進(jìn)行設(shè)計(jì)，為其他工作面的安全開采提供借鑒。

1 工程概況

安山煤礦三盤區(qū)132203回風(fēng)巷范圍內(nèi)2-2煤層平均厚度4.5m，埋深50.3～160.02m，平均100m。巷道沿2-2煤層底板掘進(jìn)，頂板留有約1～2m厚煤層，直接頂為中粒砂巖，厚度4.3m。老頂為泥巖，厚度約23.2m。直接底為砂質(zhì)泥巖，厚度6.84m?；仫L(fēng)巷尺寸為5m(寬)×2.6m(高)。采用錨網(wǎng)索支護(hù)頂板，錨桿選用?18mm×2000mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距1100mm×1000mm，5根/m，矩形布置；巷道頂部網(wǎng)片使用?4mm鋼筋網(wǎng)片加工，網(wǎng)片規(guī)格：4800mm×1100mm，網(wǎng)目規(guī)格100mm×100mm；鋼托梁為?14mm鋼筋焊接而成，鋼托梁長(zhǎng)度4700mm，寬度80mm，錨桿處焊接間距80mm的雙道?14mm鋼筋橫梁；頂部采用錨索加強(qiáng)支護(hù)，使用?15.24mm×6000mm，錨索間排距2000mm×3000mm，呈三花布置。

原支護(hù)方案下，頂板破碎并伴隨有離層現(xiàn)象，存在安全隱患。采用鉆孔窺視儀對(duì)已掘出的132203回風(fēng)巷布置三個(gè)觀測(cè)點(diǎn)進(jìn)行探測(cè)，分別為1號(hào)測(cè)點(diǎn)、2號(hào)測(cè)點(diǎn)、3號(hào)測(cè)點(diǎn)，鉆孔深度為5m。各鉆孔窺視結(jié)果見表1。由表1可知，132203回風(fēng)巷頂板巖層松動(dòng)范圍為0～1.7m，三個(gè)觀測(cè)點(diǎn)5m深度內(nèi)頂板離層位置分別為1.7m、1.3m和1.5m，頂板松動(dòng)圈范圍較大，淺部裂隙較為發(fā)育，且裂隙集中分布于頂煤之中，頂煤之上的硬巖層未出現(xiàn)裂隙，因此，認(rèn)為132203回風(fēng)巷頂板破碎的原因?yàn)椋喉斆毫W(xué)指標(biāo)低，在礦壓的作用下極易發(fā)生破壞，進(jìn)而產(chǎn)生離層和裂隙。為保證巷道的安全使用和減少巷道維護(hù)工程量，需對(duì)支護(hù)參數(shù)重新研究。

表1 頂板鉆孔窺視結(jié)果

2 圍巖破壞理論分析

2.1 圍巖松動(dòng)范圍計(jì)算

圓形巷道頂板上方塑性區(qū)范圍為[16]：

式中，r0為圓形巷道半徑，m；σ為地應(yīng)力，Pa；c為巖石內(nèi)聚力，Pa；φ為巖石內(nèi)摩擦角，(°)；p為支護(hù)力，N。

對(duì)于矩形巷道，按照等效圓法進(jìn)行計(jì)算，等效圓半徑為：

式中，r為等效圓半徑m；2a為巷道寬度，m；2b為巷道高度，m。

將式(2)代入式(1)，則得到矩形巷道頂板上方塑性區(qū)半徑為：

采用Comsol軟件對(duì)該地質(zhì)條件下的煤層矩形巷道和與之對(duì)應(yīng)的等效圓形巷道開挖塑性區(qū)分布進(jìn)行模擬。煤層及巖體主要力學(xué)參數(shù)見表2。矩形巷道寬5m、高2.6m，等效圓半徑2.82m。巷道圍巖受力狀況沿巷道軸向方向變化不變化，且軸向位移基本為零。因此采用平面應(yīng)變模型。設(shè)計(jì)模型尺為20 m(x軸)×14 m(y軸)，模型上邊界施加垂直方向邊界載荷2.42MPa，采用自由剖分三角形網(wǎng)格對(duì)模型進(jìn)行網(wǎng)格劃分。模型上部邊界自由，其它三個(gè)邊界為位移約束。模型本構(gòu)關(guān)系遵循莫爾-庫侖準(zhǔn)則，矩形巷道和圓形巷道塑性區(qū)分布如圖1所示。

表2 模型巖石物理力學(xué)參數(shù)

圖1 矩形巷道和圓形巷道塑性區(qū)分布

由圖1可知，矩形巷道開挖后，幫部與頂板塑性區(qū)范圍較大，頂板塑性區(qū)發(fā)育高度約為1.80m，兩幫塑性區(qū)范圍約為0.9m，底板幾乎完好。數(shù)值模擬得到的矩形巷道塑性區(qū)分布與現(xiàn)場(chǎng)圍巖松動(dòng)觀測(cè)結(jié)果基本吻合；圓形巷道開挖后，其頂部塑性區(qū)發(fā)育明顯，高度約為1.68m，但兩幫和底板塑性區(qū)范圍較矩形巷道明顯減少，約為0.2m。模擬結(jié)果表明：相比于矩形巷道，圓形巷道更利于圍巖的穩(wěn)定?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)巷道圍巖松動(dòng)范圍最大值為1.70m，由于幫部變形量較小，現(xiàn)場(chǎng)并未對(duì)巷道兩幫采取支護(hù)措施。因此，在只考慮頂板穩(wěn)定性的情況下，安山煤礦三盤區(qū)132203工作面回采巷道塑性區(qū)發(fā)育高度采用等效圓法進(jìn)行計(jì)算是合理的。

2.2 錨桿參數(shù)計(jì)算

根據(jù)支護(hù)理論，錨固長(zhǎng)度應(yīng)滿足：

L≥L1+L2+L3

(4)

式中，L為錨桿總長(zhǎng)度，mm；L1為錨桿外露長(zhǎng)度，取50mm；L2為錨桿有效長(zhǎng)度，取頂板非彈性區(qū)深度或冒落拱高度最大值，工作面回采巷中最大值為1700mm；L3為錨桿錨固長(zhǎng)度，取600mm。

將參數(shù)代入式(4)得L≥2335mm，錨桿可選取2400mm；由此可見，原支護(hù)方案取錨桿長(zhǎng)度2000mm無法滿足安全需求。在錨桿的布置上，傾斜錨桿能夠深入到巷幫上方的頂板中，一方面傾斜錨桿可以阻止頂板整體切落；另一方面，傾斜錨桿與鋼帶(或梯子梁等)組成一個(gè)兜狀結(jié)構(gòu)，防止頂板垮落，因此，靠?jī)蓭偷腻^桿與頂板成80°布置，距離兩幫各500mm。因此新支護(hù)方案在原支護(hù)基礎(chǔ)上增大錨桿長(zhǎng)度至2400mm，并將幫部錨桿角度調(diào)至80°。

3 工程應(yīng)用

巷道原支護(hù)方案布置三個(gè)測(cè)點(diǎn)，編號(hào)1、2、3，新支護(hù)方案測(cè)點(diǎn)編號(hào)4、5、6，對(duì)巷道變形量及巷道頂板中部錨桿受力狀況進(jìn)行觀測(cè)，其結(jié)果如圖2—圖4所示。

圖2 頂?shù)装逡平?/p>

由圖2可知，巷道頂?shù)装逶?0d內(nèi)變形速率較大，30～45d變形趨于平緩，45d后頂?shù)装逡平坎辉侔l(fā)生明顯變化。說明巷道掘出后，圍巖受力狀態(tài)發(fā)生改變，圍巖在礦山壓力的作用下產(chǎn)生形變，直至達(dá)到新的平衡，在巷道掘出后的30d范圍內(nèi)礦山壓力顯現(xiàn)較為明顯。采取原支護(hù)方案的1號(hào)、2號(hào)、3號(hào)測(cè)站的頂?shù)装逡平糠謩e為155mm、134mm、173mm，平均154mm；采取新支護(hù)方案的4號(hào)、5號(hào)、6號(hào)測(cè)站的頂?shù)装逡平糠謩e為115mm、98mm、110mm，平均108mm，兩方案對(duì)比可得，采取新方案后，巷道頂?shù)装逡平繙p少46mm，且巷道頂板破碎現(xiàn)象得到了緩解。表明新的支護(hù)方案增加了錨桿長(zhǎng)度，有利于保持頂板巖層的穩(wěn)定。

圖3 兩幫移近量

由圖3可知，原支護(hù)方案下，巷道開挖30d內(nèi)兩幫移近量緩慢增加，30～40d內(nèi)增加劇烈，40d后逐漸趨于平緩直至穩(wěn)定，三個(gè)測(cè)點(diǎn)兩幫移近量分別為47mm、36mm、52mm，平均45mm；新支護(hù)方案下，巷道開挖25d內(nèi)兩幫移近量緩慢增加，25～35d內(nèi)增加劇烈，35d后逐漸趨于平緩直至穩(wěn)定，三個(gè)測(cè)點(diǎn)兩幫移近量分別為39mm、30mm、48mm，平均39mm。兩幫移近量監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，雖然新舊支護(hù)方案均未對(duì)幫部進(jìn)行支護(hù)，但巷道幫部變形量較小。新支護(hù)方案增大了頂板錨桿長(zhǎng)度，在一定程度上控制了巷道頂板的變形，但對(duì)巷道兩幫控制效果有限。

圖4 錨桿受力曲線

由圖4可知，巷道掘出后，錨桿在40d內(nèi)受力顯著增大，說明此階段頂板巖層迅速變形，頂板錨桿產(chǎn)生的軸向拉力阻止頂板巖層的變形，45d后受力不在發(fā)生明顯變化，待巷道變形穩(wěn)定后，錨桿受力達(dá)到最大值。其中1號(hào)測(cè)站錨桿受力19.7MPa，較初始預(yù)緊力增大4.7MPa；2號(hào)測(cè)站錨桿受力18.5MPa，增大4.5MPa；3號(hào)測(cè)站錨桿在41d之內(nèi)工作正常，當(dāng)錨桿受力增大至19.5 MPa后，錨桿失效，現(xiàn)場(chǎng)觀察發(fā)現(xiàn)該錨桿安裝處的頂板不平整，托盤與頂板接觸面積僅為托面的1/3，錨桿受力后，頂板表面變得破碎，最終導(dǎo)致支護(hù)失效。原支護(hù)方案的錨桿受力平均增幅4.6MPa。4號(hào)測(cè)站錨桿受力19.7MPa，增大4.7MPa；5號(hào)測(cè)站錨桿受力20.4MPa，增大5.4MPa，6號(hào)測(cè)站錨桿受力21.0MPa，增大5.0MPa；新支護(hù)方案的錨桿受力平均增幅5.4MPa，較原方案增大0.8MPa。

4 結(jié) 論

1)理論計(jì)算、數(shù)值模擬得到的結(jié)果與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)基本吻合，驗(yàn)證了理論分析的可行性，分析得到了錨桿長(zhǎng)度應(yīng)為2400mm，較原支護(hù)方案增大400mm，新的錨桿參數(shù)可使錨固端充分位于硬巖層中。支護(hù)優(yōu)化后的巷道頂?shù)装逡平繙p少46mm，兩幫移近量減少6mm，表明僅僅增大頂錨桿長(zhǎng)度可有效控制頂板巖層的穩(wěn)定，不能起到控制巷道幫部圍巖的作用，若需控制兩幫變形，建議對(duì)幫部采取支護(hù)措施。

2)現(xiàn)場(chǎng)頂板錨桿受力監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：原方案的錨桿受力平均增幅4.6MPa，優(yōu)化方案的錨桿受力平均增幅5.4MPa，較原方案增大0.8MPa，原因在于優(yōu)化方案增大了錨桿長(zhǎng)度，使其控制的圍巖范圍擴(kuò)大，承受了更多的圍巖變形引起的荷載。同時(shí)也反應(yīng)出增大錨桿長(zhǎng)度可更好的控制圍巖變形。