米萬升，史鵬翔

(1.中鐵十七局集團(tuán)有限公司 技術(shù)中心，山西 太原 030000；2.冀中能源邯礦集團(tuán)有限公司 云駕嶺礦，河北 邯鄲 056000)

我國華北地區(qū)煤層埋藏地質(zhì)條件復(fù)雜、埋深較大，多以井工開采為主。對于近距離多層可采煤層而言，煤層間開采的相互影響已成為制約巷道安全支護(hù)的關(guān)鍵影響因素，常規(guī)錨桿(索)支護(hù)方式已不能完全適應(yīng)復(fù)雜多變的地質(zhì)和開采條件[1]?；诖耍瑖鴥?nèi)外學(xué)者對近距離煤層開采時受采動影響下的巷道布置與支護(hù)方式進(jìn)行了深入研究[2]，陳蘇社、朱衛(wèi)兵[3]等利用FLAC3D得出了下煤層巷道布置的圍巖應(yīng)力分布特征，張百勝[4，5]等提出了將下煤層回采巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)和應(yīng)力改變率較小區(qū)域的方法，并在現(xiàn)場實測中取得了較好應(yīng)用效果。由此可見，解決煤層間開采動壓影響并設(shè)計適用的支護(hù)方式成為了關(guān)鍵所在。

以邯礦集團(tuán)云駕嶺礦3#、4#煤層同時開采，4#煤層0409工作面回風(fēng)巷道布置為工程背景。其中，3#、4#煤層埋深450～485m，層間距10～30m，3#煤層煤厚8m且部分已采空，4#煤層煤厚3.5m，平均傾角16°，直接頂為細(xì)砂巖和粉砂巖，老頂為細(xì)粒砂巖，底板為粉質(zhì)砂巖或泥巖，受水影響較大；4#煤層整體為單斜構(gòu)造，東西走向，南北傾斜。

1 3#煤層開采后應(yīng)力重新分布規(guī)律

1.1 數(shù)值模擬

利用FLAC3D有限元分析軟件中的混合離散方法[2]進(jìn)行數(shù)值計算；采用莫爾-庫倫屈服準(zhǔn)則模擬復(fù)雜受力下4#煤層0409工作面回風(fēng)巷的應(yīng)力重新分布及3#煤層下方不同距離處圍巖受力狀態(tài)。

模型尺寸100m×48m×3.6m，共17280個單元，頂部施加均布載荷11.25MPa，左右邊界及下邊界固定約束。煤巖力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)

應(yīng)力重新分布情況如圖1所示，由圖1可知，3#煤層未采區(qū)下方接近工作面位置出現(xiàn)應(yīng)力囊狀區(qū)域，該區(qū)域內(nèi)應(yīng)力較為集中，而采空區(qū)下方和工作面前方應(yīng)力值較低；且根據(jù)圖1中各應(yīng)力區(qū)域邊界等值線形態(tài)可知4#煤層未采區(qū)工作面前方局部圍巖存在明顯流變特性。

圖1 應(yīng)力重新分布

由此可知，4#煤層0409工作面回采巷道中處于囊狀應(yīng)力集中區(qū)的區(qū)段受力較大且復(fù)雜，根據(jù)該礦其它工作面巷道的支護(hù)經(jīng)驗，采用原有支護(hù)體系極易造成錨桿(索)大面積斷裂，甚至引發(fā)局部冒頂事故，需結(jié)合該區(qū)段應(yīng)力集中程度進(jìn)行支護(hù)優(yōu)化設(shè)計。

1.2 應(yīng)力集中規(guī)律分析

為定量確定應(yīng)力集中大小和其在回采方向上的影響范圍，根據(jù)數(shù)值模擬所得數(shù)據(jù)，繪制了豎向距離3#煤層底板10m、20m、30m處的應(yīng)力曲線，如圖2所示。曲線涵蓋了兩層煤全部層間距變化范圍，由此得出了4#煤層所受應(yīng)力大小和受應(yīng)力影響范圍與煤層間距的變化規(guī)律。

圖2 與3#煤層底板不同距離處的應(yīng)力曲線

由圖2(0m左側(cè)為3煤層采空區(qū)，右側(cè)為未采區(qū))可知，兩煤層層間距為10m時垂直應(yīng)力峰值為19MPa，20m時應(yīng)力峰值為15MPa，30m時應(yīng)力峰值為13.8MPa，且當(dāng)4#煤層與3#煤層底板距離越遠(yuǎn)，曲線越趨于收斂，具體表現(xiàn)為曲線過峰值越趨于緩和。

當(dāng)兩煤層層間距為10m時，應(yīng)力峰值影響范圍自采空區(qū)后方2m至工作面前方26m，影響長度達(dá)28m；當(dāng)層間距為20m時，應(yīng)力峰值影響范圍自采空區(qū)后方6m至工作面前方26m，影響長度達(dá)32m；當(dāng)層間距變?yōu)?0m時，應(yīng)力峰值影響范圍自采空區(qū)后方8m至工作面前方32.6m，影響長度達(dá)40.8m。

在3#煤層開采后，4#煤層所受應(yīng)力峰值大小和層間距呈反比，但在回采方向，下煤層受采動應(yīng)力集中影響的區(qū)段范圍大小與層間距呈正比。

2 4#煤層巷道布置支護(hù)困難位置確定

4#煤層0409工作面回風(fēng)巷布置的不利位置，是指在3#煤層回采后4#煤層的巷道中支護(hù)最困難的地方；若支護(hù)最困難區(qū)段支護(hù)系統(tǒng)有效，則巷道中其余地方支護(hù)也可滿足安全生產(chǎn)的需求[6]。根據(jù)圖3得出的規(guī)律，層間距10m、工作面前方10～20m的范圍內(nèi)應(yīng)力最為集中，應(yīng)力峰值達(dá)到17.2～18.8MPa。

為進(jìn)一步確定該處是否為4#煤層巷道中支護(hù)最困難的地方，引入應(yīng)力集中系數(shù)的概念進(jìn)行驗證，即將3#煤層底板下方某一點(點a)所受的復(fù)合應(yīng)力值Fδ與該點所受(點a)豎向原巖應(yīng)力值F0稱為該點的應(yīng)力集中系數(shù)ε，即ε=Fδ/F0。

根據(jù)模擬計算得出的數(shù)據(jù)并結(jié)合圖2應(yīng)力分布曲線，應(yīng)力集中系數(shù)曲線如圖3所示。該應(yīng)力集中系數(shù)曲線圖分布趨勢與圖2類似，且當(dāng)兩煤層層間距為10m時，應(yīng)力集中系數(shù)ε峰值為2.4，ε值變化區(qū)間為[0.55，2.4]，ε值影響范圍自采空區(qū)后方4m至工作面前方29m；層間距20m時系數(shù)峰值為1.8，ε值變化區(qū)間為[0.75，1.9]，ε值影響范圍自采空區(qū)后方6m至工作面前方54m；層間距30m時系數(shù)峰值為1.57，ε值變化區(qū)間為[0.88，1.6]，ε值影響范圍自采空區(qū)后方12m至工作面前方64m。

圖3 應(yīng)力集中系數(shù)曲線

可知，應(yīng)力集中系數(shù)ε峰值與層間距呈反比關(guān)系，ε值變化區(qū)間與層間距亦呈反比，但應(yīng)力集中系數(shù)影響范圍和層間距呈正比。

4#煤層中布置0409工作面回風(fēng)巷后，在距離3#煤層底板10m、回采工作面前方10～20m的范圍內(nèi)[1]，應(yīng)力集中系數(shù)ε達(dá)到2.2～2.4，該區(qū)段為巷道支護(hù)最困難處。

3 錨桿(索)支護(hù)關(guān)鍵參數(shù)優(yōu)化

3.1 錨桿(索)常規(guī)參數(shù)確定

該礦巷道支護(hù)仍以錨桿(索)綜合支護(hù)方式為主，根據(jù)上述數(shù)值模擬結(jié)果，按照最不利原則布置0409工作面回風(fēng)巷時，應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.2～2.4。結(jié)合該礦0409工作面地質(zhì)和采礦條件，參考其它工作面支護(hù)參數(shù)，得出0409工作面回風(fēng)巷道支護(hù)所選錨桿(索)主要參數(shù)：錨桿直徑200mm，實際長度取2400mm；預(yù)加載荷4t；支護(hù)強度104t/m；屈服載荷大于等于15.8t；最大抗拉載荷大于等于22t；錨索長度4000mm。

3.2 錨桿(索)預(yù)加載荷數(shù)值計算

根據(jù)彈塑性支護(hù)設(shè)計準(zhǔn)則，在錨桿(索)性能設(shè)計中，施加預(yù)應(yīng)力載荷后，更能夠充分發(fā)揮其工作性能且可以對圍巖起到及時主動的支護(hù)作用，并且在錨桿(索)兩端會形成類似球形的加固影響區(qū)，根據(jù)相關(guān)研究表明，加固影響區(qū)大小與施加的預(yù)應(yīng)力載荷呈正相關(guān)，當(dāng)載荷達(dá)到3t及以上時，各獨立錨桿(索)的球形加固影響區(qū)相互疊加，大大減少巖體內(nèi)部離層數(shù)和受拉應(yīng)力范圍。

利用有限元分析軟件進(jìn)行模擬，通過對比不同預(yù)應(yīng)力載荷下圍巖體內(nèi)部離層和頂板中拉應(yīng)力情況確定適用該應(yīng)力集中區(qū)段的錨桿(索)預(yù)加載荷數(shù)值。

結(jié)合該礦其他工作面支護(hù)預(yù)加載荷經(jīng)驗，分別對1t、2t、3t、4t預(yù)應(yīng)力錨桿(索)作用下的頂板離層情況和受拉情況進(jìn)行對比。預(yù)加1～4t載荷計算結(jié)果如圖4所示。

圖4 預(yù)加1t～4t載荷時應(yīng)力分布與變形

由圖4可知，巷道頂板上方灰色區(qū)域為受拉區(qū)。經(jīng)過放大可以看到分別在距離頂板300mm、600mm、900mm、1200mm處有四處頂板離層現(xiàn)象。由此可知，錨桿(索)預(yù)加1t載荷并不能有效減小巷道頂板受拉范圍，也不能減少頂板離層現(xiàn)象；預(yù)加2t載荷巷道頂板上方仍存在較大范圍的受拉區(qū)域，但與1t載荷相比，離層數(shù)減少為3處，頂板上方300mm處離層已閉合；預(yù)應(yīng)力載荷增加到3t后，相較1t、2t時的受拉區(qū)域有所減小，但總體仍較大，距離頂板300mm、600mm處離層閉合，但仍未達(dá)到最佳組合的效果，故還需要增大預(yù)加載荷進(jìn)行計算模擬；在預(yù)加載荷增加到4t時，巷道頂板上方灰色受拉區(qū)全部消失，放大后亦看到距離頂板300mm、600mm、900mm、1200mm四處的離層全部閉合消失，達(dá)到了最佳組合的效果。

綜上四組預(yù)加載荷應(yīng)力模擬計算，可知巷道頂板受拉區(qū)域范圍可隨著錨桿(索)預(yù)加載荷逐步減少，距離頂板不同深度范圍內(nèi)的離層現(xiàn)象亦可減少直至全部閉合。因此，0409工作面回風(fēng)巷道應(yīng)力集中區(qū)錨桿(索)完全達(dá)到工作性能必須施加4t及以上的預(yù)加載荷，才能保證頂板達(dá)到最佳的組合支護(hù)效果。

4 承壓器分時散壓體系設(shè)計

承壓器是基于提高錨桿(索)適應(yīng)圍巖變形能力的基礎(chǔ)上提出的，呈環(huán)形狀，置于圍巖與墊片之間，起到緩沖吸收圍巖壓力、承擔(dān)圍巖變形位移的作用，使得錨桿(索)體間接主動適應(yīng)圍巖變形，關(guān)鍵參數(shù)包括：起始工作載荷、終端載荷、最大變形行程。

4.1 分時散壓工作機(jī)理

承壓器放置在圍巖與墊片之間，錨桿(索)將頂板上方不同深度的圍巖“串”在一起后，回采導(dǎo)致圍巖應(yīng)力集中達(dá)到承壓器工作載荷時，錨桿(索)受壓，隨著壓力增大，其厚度變小，與圍巖接觸的表面積增大，受力面積增大；錨桿、錨索均設(shè)置承壓器且當(dāng)淺部圍巖變形時錨桿處的承壓器先進(jìn)入工作狀態(tài)，當(dāng)圍巖變形超過錨桿極限時，錨索處的承壓器開始進(jìn)入工作狀態(tài)，承擔(dān)錨桿極限以外的深部巖體壓力和變形，此即為承壓器分時段進(jìn)入工作狀態(tài)、分散頂板不同深度圍巖壓力和變形位移的作用機(jī)理。

4.2 承壓器關(guān)鍵參數(shù)確定

起始工作載荷：承壓器的起始工作載荷取決于錨桿(索)的極限抗拉強度，當(dāng)錨桿(索)達(dá)到極限抗拉強度的90%時，承壓器進(jìn)入工作狀態(tài)。終端載荷：終端載荷即承壓器的極限抗壓載荷。最大變形行程：結(jié)合國內(nèi)外類似埋藏條件礦井的支護(hù)經(jīng)驗[3]，綜合該礦實際情況，將承壓器的最大變形位移確定為n≥15mm。為確保該承壓器在實際工作中工作性質(zhì)穩(wěn)定、效果可靠，對其進(jìn)行了多次試驗，根據(jù)試驗數(shù)據(jù)擬合了承壓器變形系數(shù)的多元非線性回歸方程和曲線，如圖5所示。

圖5 承壓器變形系數(shù)擬合曲線

由圖5可知，承壓器在15t時曲線速率變緩，開始明顯變形，16.5t達(dá)到終端載荷，16.5t后載荷降低，承壓器回彈，最大位移D=12.3mm。

通過承壓變形系數(shù)驗證承壓器工作穩(wěn)定性，見式(1)：

式中，ω為承壓變形系數(shù)(≤0.2)，t/mm；Ft為承壓器終端載荷，t；F0為承壓器受壓變形起點位置載荷，t；D為承壓變形最大位移，mm。

計算得：承壓器變形系數(shù)為0.12t/mm，小于0.2，表明該承壓器在實際工作中性能穩(wěn)定可靠。

5 工程實踐

為確保該支護(hù)系統(tǒng)支護(hù)效果穩(wěn)定可靠且獲得合理有效的修正參數(shù)，在0409工作面回風(fēng)巷道進(jìn)行了工程實測，在測試中錨桿(索)間排距按照800mm布設(shè)。

5.1 測站與測點布設(shè)

測站布設(shè)：在0409工作面回風(fēng)巷沿掘進(jìn)方向距離試驗開始點斷面40m處設(shè)置1#測站，滯后迎頭1m，130m處設(shè)置2#測站，滯后迎頭2m，位置布置如圖6所示。

圖6 測站位置布置

測點布設(shè)：在測站斷面沿頂板線布置一個固定點A，距離側(cè)幫1800mm，在底板1500mm以上水平布置B、C、D三個固定點，C、D兩點位于兩側(cè)幫，B點位于中心，在各測點對應(yīng)位置鉆?25mm鉆孔，木棍埋于其間，露出巖面20mm，作為測量基準(zhǔn)面；測量周期為2d，收集數(shù)據(jù)為A點、B點之間的距離L1和C點、D點之間的距離L2。

5.2 巷道圍巖變形觀測及分析

通過對1#、2#測站連續(xù)觀測并采集數(shù)據(jù)，繪制巷道圍巖隨時間的變化曲線，如圖7、圖8所示。

圖7 1#測站圍巖變化曲線

圖8 2#測站圍巖變化曲線

由圖7可知，頂板在連續(xù)10d的觀測期內(nèi)下沉量呈線性增大，且在8d后變化速率趨于收斂；0409工作面回風(fēng)巷在3#煤層采動影響和煤柱支撐應(yīng)力等復(fù)雜應(yīng)力作用下移近量達(dá)到63mm，最大下沉量達(dá)到85mm。側(cè)幫移近趨勢與頂板下沉趨勢基本相同，10d內(nèi)兩側(cè)幫變形量達(dá)到172mm，在復(fù)雜應(yīng)力作用下相對位移量達(dá)到244mm。

由圖8可知，頂板在連續(xù)10d的觀測期內(nèi)下沉量呈線性增大，且在10d后變化速率趨于收斂；0409工作面回風(fēng)巷在3#煤層采動影響和煤柱支撐應(yīng)力等復(fù)雜應(yīng)力作用下移近量達(dá)到49mm，最大下沉量達(dá)到72mm。側(cè)幫移近趨勢與頂板下沉趨勢基本相同，10d內(nèi)兩側(cè)幫變形量達(dá)到131mm，在復(fù)雜應(yīng)力作用下相對位移量達(dá)到205mm。通過對不同位置測站圍巖位移變化數(shù)據(jù)分析，可知頂板下沉量和側(cè)幫移近量均在預(yù)期可控范圍之內(nèi)，巷道圍巖狀況良好，能夠滿足礦井安全生產(chǎn)需求。

5.3 錨桿(索)承壓變形觀測及分析

在工程實測過程中，將壓力表安裝在錨桿(索)托盤和承壓器之間，測得1#、2#測站錨桿(索)壓力數(shù)值并對其進(jìn)行了曲線繪制和分析，如圖9、圖10所示。

圖9 1#測站錨桿(索)受力隨時間變化

圖10 2#測站錨桿(索)受力隨時間變化

由圖9、圖10可知：1#測站頂板錨桿、頂板錨索、上幫錨桿在7d內(nèi)均呈線性上升趨勢，且受力較大，增加較快，7d后受力趨于穩(wěn)定；上幫錨桿承壓器未變形，頂板錨桿承壓器在15t力時開始工作處于變形狀態(tài)，頂板錨索在頂板錨桿受力穩(wěn)定后開始受力變?yōu)槭芾瓲顟B(tài)，最大受拉力達(dá)到23t，承壓器變相增加了錨桿(索)的受力面積，使得支護(hù)系統(tǒng)分階梯狀進(jìn)入工作狀態(tài)，頂板壓力得以分散，達(dá)到了更好的控制效果。2#測站頂板錨桿、頂板錨索、上幫錨桿受力變化趨勢與1#測點相似，上幫錨桿承壓器未變形，頂板錨桿在受力達(dá)到15t時承壓器進(jìn)入變形狀態(tài)，頂板錨索受力31t時承壓器開始變形進(jìn)入工作狀態(tài)，有效分散了圍巖壓力，避免了錨桿、錨索因受力過大產(chǎn)生損傷甚至斷裂。

6 結(jié) 語

設(shè)計了在近距離煤層中受采動作用影響下的巷道支護(hù)優(yōu)化方案，經(jīng)過數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測相結(jié)合的研究方法，得到在采動應(yīng)力及煤柱支承壓力作用下，距離3#煤層底板10m、工作面前方10～20m的范圍內(nèi)為4#煤層巷道支護(hù)最困難之處，對該位置回采巷道支護(hù)時錨桿(索)預(yù)加載荷應(yīng)達(dá)到4t，且承壓器的起始工作載荷和終端工作載荷分別為15t和16.5t時，連續(xù)監(jiān)測顯示巷道圍巖變形及錨桿(索)受力可控，滿足支護(hù)要求。通過對該區(qū)段支護(hù)系統(tǒng)進(jìn)行優(yōu)化，保障了巷道的支護(hù)安全，降低了后期維護(hù)率，具有較好的經(jīng)濟(jì)效益，并為后續(xù)類似巷道支護(hù)提供了借鑒依據(jù)和經(jīng)驗。