原少宏
(晉能控股裝備制造集團(tuán)有限公司寺河煤礦二號(hào)井,山西 晉城 048019)
寺河煤礦二號(hào)井隸屬于山西晉能控股煤業(yè)集團(tuán),現(xiàn)主采9#煤層。煤層厚度0.58~1.50 m,均厚1.10 m,屬于薄煤層,煤層傾角2°~13°,平均傾角3°,總體較穩(wěn)定,基本無夾矸層,層理不發(fā)育,但節(jié)理和裂隙比較發(fā)育,強(qiáng)度較低。煤層直接頂為粉砂巖,均厚3.9 m,普氏硬度系數(shù)為3,抗壓強(qiáng)度為31.3 MPa,抗剪強(qiáng)度為8.4 MPa,屬Ⅱ類中等穩(wěn)定直接頂;基本頂為細(xì)砂巖,均厚5.30 m,普氏硬度系數(shù)為6,抗壓強(qiáng)度為28.8 MPa,抗剪強(qiáng)度為4.76 MPa,屬于穩(wěn)定巖層,Ⅲ類穩(wěn)定頂板;直接底為砂質(zhì)泥巖,均厚3.50 m,普氏硬度系數(shù)為2,抗壓強(qiáng)度為25.25 MPa,抗剪強(qiáng)度為2.93 MPa,屬Ⅰ類較穩(wěn)定底板;基本底為細(xì)砂巖,平均厚度為3.00 m,強(qiáng)度與基本頂細(xì)砂巖一致,屬Ⅲ類穩(wěn)定底板。
94316 工作面回采巷道沿煤層底板破頂掘進(jìn),巷道斷面為矩形,巷道寬4.2 m,高2.4 m,遠(yuǎn)高于煤層厚度,屬于典型的半煤巖巷道。鑒于該半煤巖回采巷道頂板較堅(jiān)硬,而煤層和底板較軟弱,具有一定的特殊性,需對(duì)其合理的支護(hù)方案展開研究[1-4]。
在94316 工作面回采巷道頂板及兩幫打鉆,使用礦用鉆孔窺視儀對(duì)孔內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育情況進(jìn)行觀測(cè)。由觀測(cè)結(jié)果得知,巷道頂板整體較完好,僅有幾處較短的縱向裂隙,這是由于其直接頂為強(qiáng)度較高的粉砂巖,且厚度適中,因此不易破壞。而兩幫的情況并不理想,由于煤體強(qiáng)度較低,在壓力作用下變得破碎,導(dǎo)致巷幫上部巖層中也出現(xiàn)了縱向裂隙,部分區(qū)域巷幫內(nèi)部有離層的趨勢(shì),其破壞深度大致為1.1~1.3 m 之間。巷道圍巖產(chǎn)生縱向裂隙的主要原因是由于在覆巖載荷的作用下,圍巖發(fā)生剪切破壞。另外,巷道開挖后,巷幫形成自由面,在水平構(gòu)造應(yīng)力的作用下,開始釋放應(yīng)力,導(dǎo)致兩幫圍巖向中間移動(dòng)變形,加之支承壓力影響,極易形成環(huán)向裂隙,嚴(yán)重影響巷道穩(wěn)定性。
利用U510 非金屬超聲探測(cè)儀對(duì)巷道圍巖松動(dòng)圈進(jìn)行觀測(cè),在距掘進(jìn)工作面正頭10 m 及60 m 各布置一個(gè)測(cè)站,每個(gè)測(cè)站含兩個(gè)測(cè)點(diǎn),分別位于巷道兩幫的中間。觀測(cè)結(jié)束后,選取具有代表性的數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,測(cè)孔內(nèi)的聲波速度可以反映出圍巖的完整性是否遭到破壞。各測(cè)點(diǎn)的聲波速度變化曲線如圖1。
圖1 測(cè)孔聲波速度變化曲線
由圖1 可知,隨著孔深的增加,聲波的速度也隨之增快,在0~1.2 m 范圍內(nèi)的波速較小,且基本穩(wěn)定,而距孔口超過1.2 m 后,波速大幅度增加,測(cè)孔1.2 m 范圍后的平均波速為1.6 km /s。這說明巷道1.2 m 范圍內(nèi)的煤巖體發(fā)生了明顯破壞,1.2 m范圍外的煤巖體完整性較好。結(jié)合鉆孔窺視結(jié)果可以確定出圍巖松動(dòng)圈的范圍為0~1.3 m。
巷道頂板巖層較堅(jiān)硬,強(qiáng)度高,完整性未受到明顯破壞,且井下水平主應(yīng)力方向與煤層傾向一致,對(duì)頂板的影響較小。因此,頂錨桿支護(hù)形式主要以懸吊作用來確定,為防止頂板各巖層之間發(fā)生錯(cuò)動(dòng),錨桿需具有較高的抗剪強(qiáng)度。另外,為了避免應(yīng)力在巷幫肩窩處集中,造成肩窩剪切破壞,需在肩窩處按一定角度安裝錨桿,以此將上方承載結(jié)構(gòu)的支點(diǎn)從肩窩處轉(zhuǎn)移到兩幫深部。
隨著工作面的推進(jìn),在支承壓力的作用下,巷幫煤體向自由空間發(fā)生塑性變形,導(dǎo)致巷道斷面逐漸縮小。另外,由于半煤巖巷道中煤體強(qiáng)度遠(yuǎn)低于頂?shù)装鍙?qiáng)度,且煤層與巖層間粘結(jié)力較低,易造成兩幫煤體與頂?shù)装鍘r層間出現(xiàn)錯(cuò)動(dòng),并向巷道內(nèi)部擠出,使得巷道變形進(jìn)一步加重。因此,控制巷幫變形的關(guān)鍵,是需要防止錨桿錨固范圍內(nèi)的煤體剪切破壞面進(jìn)一步擴(kuò)張。如圖2 所示,控制剪切破壞,需增大煤體在2 類剪切滑移面上的正應(yīng)力,并減小剪應(yīng)力。在打幫錨桿時(shí)安裝木托板,可使得錨桿的約束力在第一類滑移面上沿法向和切向分解,相應(yīng)地提高了正應(yīng)力,減小了切應(yīng)力,另外錨桿桿體的抗剪強(qiáng)度也可削弱2 類滑移面上的剪應(yīng)力。以此控制巷幫深部煤體在工作面回采過程中擠出。
圖2 兩類剪切滑移面
根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)條件及煤層賦存情況,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究分析不同錨桿間排距的支護(hù)效果。為消除邊界效應(yīng)的影響,模型整體尺寸設(shè)計(jì)為:長×寬×高=150 m×150 m×100 m,對(duì)研究區(qū)域的網(wǎng)格進(jìn)行加密劃分,計(jì)算的本構(gòu)模型采用摩爾-庫倫模型,模擬中煤巖體的物理力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)表
(1)保持錨桿排距不變,通過改變錨桿間距來研究其對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響,模擬結(jié)果如圖3。由圖3 可以看出,將錨桿間距由1000 mm 逐漸減小至800 mm 時(shí),大幅度減小了巷道頂板的變形量,其最大下沉量由357 mm 下降至238 mm,減小了33.3%。繼續(xù)降低錨桿間距時(shí),頂板的下沉量變化幅度已趨于平穩(wěn),控制頂板的作用已不明顯,錨桿密度過高反而會(huì)導(dǎo)致頂板破碎。因此確定合理的錨桿間距為800 mm,此時(shí)巷道頂板的變形滿足生產(chǎn)需要。
圖3 不同錨桿間距下的頂板位移云圖
(2)保持錨桿間距不變,通過改變錨桿排距來研究其對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響,模擬結(jié)果如圖4。由圖4 可以看出,將錨桿排距由1000 mm 逐漸減小至800 mm 時(shí),頂板最大下沉量由318 mm 下降至207 mm,減小了35.0%,而繼續(xù)降低錨桿排距對(duì)控制頂板的作用已不明顯。錨桿排距為800 mm 時(shí)的巷道頂板的變形程度可以滿足生產(chǎn)需要。
圖4 不同錨桿排距下的頂板位移云圖
結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果及數(shù)值模擬分析,提出“錨桿+金屬網(wǎng)+工字鋼”的聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。頂板采用螺紋鋼錨桿支護(hù),錨桿規(guī)格為20 mm×2000 mm,間排距為800 mm×800 mm,每排安裝5 根錨桿,頂板最兩端的角錨桿分別向巷幫傾斜15°安裝。主幫采用高強(qiáng)度玻璃鋼錨桿+塑鋼網(wǎng)+木托板支護(hù),副幫采用螺紋鋼錨桿+金屬網(wǎng)+木托板支護(hù),兩幫錨桿直徑均為20 mm,長度均為1600 mm,間排距均為800 mm×800 mm,最底排幫錨桿均向下傾斜15°安裝。巷道支護(hù)斷面圖如圖5。
圖5 巷道支護(hù)斷面圖(mm)
采用十字布點(diǎn)法在距掘進(jìn)面正頭每隔100 m 布置一個(gè)測(cè)點(diǎn),對(duì)巷道圍巖的變形量進(jìn)行觀測(cè)。受采動(dòng)影響,圍巖的變形量逐漸增大,前期變化幅度較大,后逐漸趨于平穩(wěn),頂?shù)装遄畲笞冃瘟考s為107 mm,兩幫最大變形量約為131 mm,滿足礦井安全生產(chǎn)要求,該方案有效控制了巷道圍巖的變形。
(1)通過鉆孔窺儀及超聲波檢測(cè)儀對(duì)巷道圍巖的裂隙發(fā)育程度進(jìn)行了觀測(cè),得出圍巖松動(dòng)圈范圍為0~1.3 m,并結(jié)合9#煤層的賦存條件對(duì)半煤巖巷道的支護(hù)機(jī)理進(jìn)行了分析,得出巷幫的支護(hù)關(guān)鍵在于控制好2 類剪切滑移面。
(2)利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析了不同錨桿間排距下的頂板下沉情況,得出合理的頂錨桿間排距為800 mm×800 mm,并結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際條件確定出支護(hù)方案,現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果表明該方案控制效果較好,保證了井下安全高效生產(chǎn)。