(山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院,山東 青島 266590)
近距離煤層是指井田開采范圍內(nèi)相鄰兩煤層的層間距離很近,且開采時相互間具有顯著影響的煤層[1]。尤其是薄夾矸條件的極近距離煤層開采,受上煤層開采活動影響,下煤層回采巷道頂板較為破碎。近年來,一些專家學(xué)者在薄夾矸下巷道圍巖控制方面進(jìn)行了研究。楊吉平[2]通過建立力學(xué)分析模型和相似材料物理模擬試驗等手段,研究了巷道斷面和煤層傾角對薄層狀互層頂板穩(wěn)定性的影響作用。裴孟松等[3]采用數(shù)值模擬分析了不同夾矸條件下沿空巷道圍巖的穩(wěn)定性情況,提出選用錨網(wǎng)索配合梯形鋼帶聯(lián)合支護(hù)的方式支護(hù)。林建等[4]通過現(xiàn)場試驗,提出采用高預(yù)應(yīng)力錨桿錨索支護(hù)系統(tǒng)可控制巷道變形。上述成果僅對特定條件巷道圍巖支護(hù)方式進(jìn)行了研究,但對于受到較大破壞薄夾矸頂板適應(yīng)性不強(qiáng)。以南屯煤礦9采區(qū)極近距離(薄夾矸)煤層開采為背景,研究上煤層薄夾矸采空區(qū)下錨桿桁架支護(hù)技術(shù),得出錨桿桁架支護(hù)系統(tǒng)參數(shù);利用FLAC3D數(shù)值模擬研究錨桿預(yù)應(yīng)力支護(hù)參數(shù),為同類條件巷道合理支護(hù)提供技術(shù)參考。
南屯煤礦九采區(qū)二疊系山西組,地面標(biāo)高為+46.1~+52.5 m,平均采深為-350 m。3上煤層和3下煤層為近距離煤層,兩煤層最小夾矸厚度為2.2 m,平均厚度為4 m;夾矸以粉質(zhì)砂巖或泥巖為主,泥質(zhì)膠結(jié),薄層狀,巖石普氏硬度f=5~6。3下煤層厚度3.16~3.81 m,平均厚度3.51 m;煤層傾角3°~10°,平均6°,煤層普氏硬度f=2~3,煤層賦存穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)簡單。直接頂為粉砂巖,厚度0.25~1.75 m?;卷敒榉奂?xì)砂巖互層,厚度0~12.16 m。93下12工作面位于3上煤層采空區(qū)下方,運輸順槽內(nèi)錯于93上12工作面運輸順槽,工作面布置如圖1所示。
圖1 九采區(qū)93下12工作面工作面布置圖Fig.1 Layout of 93down12 working face of the ninth mining area
工作面巷道開掘后,巷道周圍巖體由三向應(yīng)力轉(zhuǎn)變?yōu)殡p向應(yīng)力[5],巷道頂?shù)装寮皟蓭椭虚g易形成張拉破壞區(qū),巷道兩側(cè)頂?shù)捉切纬杉魬?yīng)力集中區(qū)。在集中應(yīng)力作用下,隨著巷道變形量的增大,巷道圍巖發(fā)生破壞失穩(wěn)[6]。
為增加巷道周圍巖體的抗拉及抗剪能力,巷道掘進(jìn)后,通常采用錨桿、錨索支護(hù)技術(shù)加固圍巖。 3上煤層工作面回采過程中,煤體內(nèi)的集中應(yīng)力以一定角度向底板傳播,致使底板夾矸破碎嚴(yán)重,傳統(tǒng)錨索的懸吊作用喪失,單純使用錨桿、錨索支護(hù)已經(jīng)不能有效地控制巷道變形。因此,擬著重研究錨桿桁架支護(hù)技術(shù)支護(hù)破碎薄夾矸頂板的可行性。
錨桿桁架是一種能夠在巷道頂板的水平及垂直方向同時提供擠壓應(yīng)力的主動支護(hù)結(jié)構(gòu)[7],由錨桿、拉桿及托盤組成。錨桿桁架支護(hù)系統(tǒng)可對巷道頂板、兩肩及兩幫變形起到控制作用,能夠同時提供水平及垂直方向的擠壓力[8]。
隨巷道成巷時間的增加,頂板彎曲變形增大,頂板內(nèi)產(chǎn)生的水平及垂直壓應(yīng)力也逐漸增大。錨桿桁架與頂板的相互作用及水平拉桿與傾斜錨桿的預(yù)緊作用力形成的擠壓應(yīng)力區(qū)制約著巷道頂板的下沉,使巷道圍巖承載能力得到增強(qiáng)。另外,圍巖頂板巖層彎曲下沉過程中,頂板表面對桁架拉桿的作用致使拉桿所受張力增大,桁架錨桿將載荷傳遞至煤柱,解決了垂直錨索失效的問題。桁架系統(tǒng)的支護(hù)機(jī)理如圖2所示。
圖2 錨桿桁架系統(tǒng)力的作用示意圖Fig.2 The function of force in bolt truss system
圖3 桁架錨桿載荷結(jié)構(gòu)示意圖Fig.3 Structural diagram of truss bolt load
根據(jù)組合梁理論[9],錨桿桁架系統(tǒng)通常采用高強(qiáng)度高預(yù)應(yīng)力錨桿提高組合巖層的自承載能力。同時,采用金屬網(wǎng)和頂板鋼帶進(jìn)行頂板表面控制,防止漏頂。錨桿桁架系統(tǒng)支護(hù)是一種主動支護(hù)系統(tǒng),可以主動施加較大的預(yù)應(yīng)力,以保證頂板巖層中無離層發(fā)生,并減少頂板巖層中的拉應(yīng)力區(qū)和拉應(yīng)力值。
假定頂板因彎曲下沉發(fā)生破壞,則頂板會按照一定的垮落角由下向上垮落,形成如圖3所示的力學(xué)結(jié)構(gòu)。圖中虛線圍成的三角形區(qū)域是桁架錨桿的載荷巖層。
巷道軸向按1 m計算載荷巖層體積
(1)
式中:a—巷道寬度,93下12工作面運順寬為4.5 m;b—自然跨落高度,按55°垮落角計算,93下12工作面運順為3.213 m;L—巷道軸向長度,取1 m。
桁架錨桿載荷:W=λ×V=25×7.229=180.725 kN。
桁架錨桿上方的載荷巖層保持不垮落時,應(yīng)滿足下列平衡方程:
豎直方向(y):Fy+Fy=W;
水平方向(x):Fx=Fcosα。
由以上兩平衡方程可以得到桁架斜拉錨桿的受力
(2)
其中α=45°。
桁架斜拉錨桿的直徑為
(3)
桁架水平錨桿的受力為
Fx=Fcosα=90.376 kN。
(4)
桁架水平錨桿的直徑為
(5)
式中:K—桁架錨桿的安全備用系數(shù),取1.8;B—桁架錨桿的排距,93下12工作面選用0.8 m;σs—桁架錨桿的屈服極限,斜拉錨桿按Ⅴ級錨桿鋼(600 MPa)計算,水平拉桿按Ⅳ級錨桿鋼(500 MPa)計算。
根據(jù)以上計算,錨桿桁架支護(hù)系統(tǒng)斷面設(shè)計如圖4所示。
圖4 桁架錨索支護(hù)方案Fig.4 Supporting scheme of truss and cable anchor
1) 頂錨桿:采用φ22 mm左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿,桿長2 200 mm,間距為800 mm,布置六條錨桿,其中頂部靠幫第一條錨桿與垂直線成15°,其他錨桿均與巷道頂邊輪廓線垂直布置。
2) 幫錨桿:采用φ20 mm左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿,桿長2 000 mm,孔深1 950 mm,共布置四條錨桿,距離底板從頂板往下依次為3 000、2 100、1 200、300 mm,全部水平布置,幫錨桿排距1 000 mm。
3) 錨索:頂部兩根錨索,長度5 000 mm,直徑22 mm,與垂直方向傾角為30°;幫部兩根錨索,長度4 000 mm,直徑20 mm,距底板2 000 mm,與垂直方向傾角為60°。
4) 采用金屬網(wǎng)和頂板鋼帶來進(jìn)行頂板表面控制,規(guī)格可與鄰近采區(qū)其他巷道一致,也可視現(xiàn)場情況做適當(dāng)調(diào)整。
桁架錨桿安裝時,施加預(yù)應(yīng)力越大,能獲得越大的初錨力,越有利于最大限度的抑制圍巖離層與破壞。但由于錨桿各部件及桿體強(qiáng)度的限制,錨桿扭矩受到限制[10]。當(dāng)扭矩增大到一定值時,預(yù)應(yīng)力增加量變得緩慢。因此設(shè)置合適的預(yù)應(yīng)力對巷道的支護(hù)具有重要意義。
圖5 模型計算Fig.5 Model calculation
為了確定合理的預(yù)應(yīng)力值,以南屯煤礦93下12工作面地質(zhì)條件開采為工程背景,建立FLAC3D三維數(shù)值計算模型,模擬不同預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)下的巷道變形及塑性區(qū)破壞。模型尺寸為:長×寬×高=220 m×260 m×92 m,模型頂部施加均布載荷7.85 MPa,如圖5所示。根據(jù)現(xiàn)場實測結(jié)果,取側(cè)壓系數(shù)1/2,水平方向施加均布載荷4.78 MPa,模擬煤層埋深350 m,3上煤層和3下煤層間距4 m。利用摩爾庫倫準(zhǔn)則對模型進(jìn)行計算。
當(dāng)采用桁架錨桿進(jìn)行支護(hù)后,由于桁架錨桿不僅能提供水平方向的預(yù)緊力,還能提供一向上拖住頂板的推力,且隨頂板錨桿軸向力的增大,該桁架錨桿所提供的向上推力也逐漸增大[11]。
通過分析不同錨桿預(yù)應(yīng)力支護(hù)巷道頂板位移可知,巷道無錨桿支護(hù)頂板下沉量為299 mm,巷道頂板破壞十分嚴(yán)重,如圖6(a) 所示。對桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)錨桿的預(yù)應(yīng)力為2 t時,巷道頂板下沉量降為74.4 mm,巷道頂板破壞程度明顯減小,說明此時通過桁架錨桿支護(hù),可一定程度上改善頂板的破壞狀況,但由于預(yù)緊力較小,無法完全改變頂板下沉,如圖6(b) 所示。支護(hù)錨桿預(yù)應(yīng)力為4 t時,巷道頂板下沉量為32 mm;錨桿預(yù)應(yīng)力為6 t時,巷道頂板下沉量為26 mm,如圖6(c)和圖6(d)所示。綜上所述,桁架錨桿預(yù)應(yīng)力達(dá)4 t時,巷道頂板位移由無錨桿支護(hù)的299 mm降至32 mm,由此說明桁架錨桿支護(hù)方式可以很好地控制頂板的下沉量。預(yù)應(yīng)力增加至6 t后,頂板的下沉量進(jìn)一步減小,但下沉量變化不大。因此,高預(yù)應(yīng)力桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)對頂板巷道變形具有良好的控制作用,但當(dāng)預(yù)應(yīng)力增至4 t后,繼續(xù)增加桁架錨桿的預(yù)應(yīng)力,巷道頂板支護(hù)效果變化不大。
圖6 不同預(yù)應(yīng)力桁架錨桿支護(hù)巷道豎直位移云圖Fig.6 Vertical displacement nephogram of different prestressed truss bolt support roadway
桁架錨桿在頂板錨固范圍內(nèi)主要產(chǎn)生水平擠壓應(yīng)力,對層面間的壓應(yīng)力影響不大;普通錨桿支護(hù)在頂板錨桿范圍內(nèi)部主要產(chǎn)生軸線方向的擠壓應(yīng)力,在巖層中形成強(qiáng)度更高的內(nèi)部支護(hù)結(jié)構(gòu)[7]。
圖7 桁架錨桿與普通錨桿支護(hù)時頂板位移變化Fig.7 Variation of roof displacement in support of truss bolt and ordinary anchor bolt
由圖7可以看出,當(dāng)桁架錨桿及普通錨桿預(yù)應(yīng)力為0、2、4、6 t時,巷道頂板下沉量分別為299、94、32、26 mm和299、153、119、109 mm。通過不同預(yù)應(yīng)力桁架錨桿和普通錨桿支護(hù)系統(tǒng)頂板下沉量數(shù)據(jù)說明,增加錨桿、錨索預(yù)應(yīng)力,可使巷道周圍巖體內(nèi)部及表面的壓應(yīng)力及應(yīng)力范圍增加,均可減小巷道頂板位移,并且桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)的圍巖控制效果明顯優(yōu)于普通錨桿支護(hù)方式。由此可見,受3上煤層工作面回采影響,3下巷道頂板完整性被破壞,如圖8所示。普通錨桿、錨索支護(hù)受到限制,僅增加普通錨桿預(yù)緊力,已不能有效地對巷道進(jìn)行支護(hù)。采用桁架錨桿支護(hù),通過增大錨桿的預(yù)應(yīng)力可有效降低巷道頂板下沉量,提高巷道頂板的穩(wěn)定性。
圖8 巷道未掘進(jìn)前圍巖塑性區(qū)分布圖Fig.8 Distribution of plastic zone of surrounding rock before roadway excavation
圖9 巷道頂板位移變化曲線圖Fig.9 Roadway roof displacement change curve
為觀測巷道圍巖的支護(hù)效果,驗證桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)參數(shù)的合理性,對3下工作面順槽支護(hù)施工時,每隔一定距離布置一個測點,監(jiān)測結(jié)果如圖9所示。
通過25 d的巷道頂板變形觀測,錨桿預(yù)應(yīng)力為4 t時,巷道掘進(jìn)約21 d后,頂板變形基本穩(wěn)定,實測巷道頂板下沉量僅為41 mm。由此可見,桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)有效地控制了巷道的頂板,提高了頂板的穩(wěn)定性,現(xiàn)場測量數(shù)據(jù)與數(shù)值模擬結(jié)果基本吻合。因此,高預(yù)應(yīng)力桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)可有效地控制極近距離采區(qū)下巷道圍巖變形。
1) 通過理論分析,得到了滿足近距離煤層采空區(qū)薄夾矸下巷道支護(hù)要求的桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)的參數(shù),解決了巷道支護(hù)成本高、掘進(jìn)速度慢、效率低的缺陷及傳統(tǒng)錨索、錨桿支護(hù)不能滿足薄夾矸破碎頂板支護(hù)要求的問題。
2) 通過數(shù)值模擬對比分析,對于薄夾矸下巷道支護(hù),桁架錨桿預(yù)應(yīng)力大于4 t后,薄夾矸破碎煤層巷道頂板下沉量趨于穩(wěn)定,最大下沉量僅32 mm,明顯小于普通的錨桿、錨索支護(hù)方式;結(jié)合現(xiàn)場實測可知,高預(yù)應(yīng)力桁架錨桿支護(hù)系統(tǒng)可有效控制極近距離采區(qū)下巷道圍巖變形,提高巷道的穩(wěn)定性。
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