劉 毅
(山西焦煤西山煤電官地煤礦 ,山西 太原 030022)
礦井正常生產(chǎn)過程中,工作面的快速銜接,能夠保證礦井高效的生產(chǎn)。工作面銜接速度主要受巷道掘進(jìn)速度以及穩(wěn)定程度影響,保證工作面巷道的穩(wěn)定性不僅能夠提高礦井生產(chǎn)的安全性,并且能夠提高礦井的生產(chǎn)效率。工作面巷道的穩(wěn)定性主要取決于巷道的支護(hù)方式,目前在大多數(shù)厚煤層工作面,主要采用綜采放頂煤工藝,這種采煤工藝煤層采出量大,效率高,但其也帶來了一系列問題,巷道的支護(hù)效果差,錨桿支護(hù)自動化程度低,對巷道掘進(jìn)速度有一定影響[1]。為進(jìn)一步優(yōu)化掘進(jìn)、支護(hù)一體化的生產(chǎn)工藝,提高其普及范圍,本文以西山煤電集團(tuán)官地礦中六采區(qū)上組煤軌道巷為生產(chǎn)背景,通過FLAC3D數(shù)值模擬方法,對巷道在掘進(jìn)與支護(hù)分離時的巷道圍巖特征進(jìn)行了研究,提出了支護(hù)優(yōu)化方案[2-4]。
官地煤礦中六采區(qū)上組煤采區(qū)軌道巷布置在3#煤層中,煤層厚度為2.43m~3.66m,巷道沿煤層頂板掘進(jìn)。巷道埋深約為850~900m,走向長度約1900m。巷道斷面形狀為矩形,掘進(jìn)寬度為5.0m,高為3.5m,掘進(jìn)斷面積為17.5m2。
圖1 不同錨桿布置方案示意圖
根據(jù)官地煤礦中六采區(qū)上組煤軌道巷參數(shù)條件,采用FLAC3D軟件建立其數(shù)值模擬計算模型,對巷道掘進(jìn)、支護(hù)過程中圍巖的塑性區(qū)、應(yīng)力及位移等情況進(jìn)行模擬,從而獲得圍巖變形規(guī)律。中六采區(qū)上組煤軌道巷斷面形狀為矩形,掘進(jìn)寬度為5.0m,高為3.5m。在掘進(jìn)巷道后方15m范圍內(nèi)布置有四種不同支護(hù)方案:方案一,無支護(hù)條件;方案二,頂板每排布置2根錨桿;方案三,頂板每排布置4根錨桿;方案四,頂板每排布置6根錨桿、每兩排布2根錨索,如圖1所示。
圖2、3為四種錨桿支護(hù)布置方案下巷道圍巖的應(yīng)力分布情況,如圖所示:在掘進(jìn)工作面后方15m的范圍內(nèi),采用不同的支護(hù)方式,巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài)差別較大,但圍巖最大應(yīng)力狀態(tài)差別較小。
1)由四種支護(hù)方案下垂直應(yīng)力分布情況可以看出,巷道頂板均為應(yīng)力降低區(qū),這是因為巷道開挖后,頂板內(nèi)部應(yīng)力釋放,應(yīng)力水平降低;兩幫內(nèi)部均出現(xiàn)應(yīng)力集中,應(yīng)力最大位置位于煤壁內(nèi)部5m左右,最大垂直應(yīng)力在12.5~12.8MPa范圍內(nèi)。由方案一可以看出,巷道掘進(jìn)后在無支護(hù)條件下,頂板應(yīng)力降低區(qū)較大,冒落拱高度較高,在加入支護(hù)后,應(yīng)力降低區(qū)范圍明顯減小,冒落拱高度降低,并且隨著支護(hù)參數(shù)的加密,冒落拱逐漸減小。
2)由四種支護(hù)方案下水平應(yīng)力分布情況可以看出,在無支護(hù)條件下,頂板水平應(yīng)力降低區(qū)較大,在加入支護(hù)后,水平應(yīng)力降低區(qū)范圍減小,最大水平應(yīng)力有所降低,但降低幅度不大,最大水平應(yīng)力在12.85~13.05MPa范圍內(nèi),這是因為在加入錨桿支護(hù)后,錨桿的擠壓作用力使得頂板整體性提高,抗壓強(qiáng)度增大,圍巖內(nèi)部受力均勻,穩(wěn)定性提升。
圖2 巷道圍巖垂直應(yīng)力場分布
圖3巷道圍巖水平應(yīng)力場分布
圖4 、圖5為四種錨桿支護(hù)布置方案下巷道圍巖的位移分布情況,如圖所示:采用不同的支護(hù)方式,巷道圍巖的位移情況有著較大的差別。巷道掘進(jìn)后,在無支護(hù)條件下,巷道頂?shù)装逡平繛?35.9mm,圍巖頂、底板位移量較大,頂、底板易出現(xiàn)離層、底鼓等現(xiàn)象;在加入錨桿支護(hù)后,隨著支護(hù)密度的增大,頂?shù)装逡平恐饾u減小,采用方案四即每排頂板布置6根錨桿,2根錨索時,頂級版移近量為20.2mm,位移量明顯減小。采用不同支護(hù)方案時,巷道兩幫位移量變化較小,兩幫圍巖相對比較穩(wěn)定。
圖4 巷道圍巖垂直位移場分布
圖5 巷道圍巖水平位移場分布
圖6 為巷道掘進(jìn)后方不同位置以及不同支護(hù)參數(shù)條件下巷道頂板下沉量曲線圖,由圖分析可知,掘進(jìn)后方15m范圍內(nèi),巷道圍巖位移變化較大,隨著支護(hù)密度增大,巷道頂板下沉量逐漸減小,當(dāng)頂板采用4根錨桿和6根錨桿時,頂板下沉量幾乎相等。
圖6 不同位置及不同數(shù)量錨桿支護(hù)下頂板下沉曲線
圖7 為不同支護(hù)方案下巷道圍巖塑性區(qū)分布圖,由圖可知,巷道在無支護(hù)條件下,圍巖塑性區(qū)較大,頂板塑性區(qū)最高達(dá)到4m,在施加錨桿支護(hù)后,巷道圍巖塑性區(qū)逐漸減小。由于施加錨桿支護(hù)后,巷道頂板強(qiáng)度增大,巷道兩幫及前方煤壁承受載荷降低,塑性區(qū)范圍也有所降低。
圖7 巷道圍巖塑性破壞區(qū)分布形態(tài)
根據(jù)對上述四種方案數(shù)值模擬結(jié)果可知,巷道在加入支護(hù)后圍巖穩(wěn)定性明顯提高,對比幾種巷道支護(hù)方案可知,采用方案四條件下,巷道圍巖變形量最小,塑性區(qū)范圍最小,最終確定官地礦六采區(qū)上組煤軌道巷頂板支護(hù)方式即頂板每排布置6根錨桿,2根錨索。
根據(jù)上述數(shù)值模擬分析結(jié)果,結(jié)合官地煤礦過去巷道支護(hù)工程經(jīng)驗,最終確定中六采區(qū)上組煤軌道巷采用“錨桿+錨索+金屬網(wǎng)”聯(lián)合支護(hù)方式。
1)頂板支護(hù):錨桿采用Φ22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排布置6根錨桿,間距為800mm和950mm,排距為1000mm。錨桿采用兩只加長錨固劑,型號分別為MSK2335和MSZ2360,錨固長度為1200mm。錨索采用Φ22mm×6300mm高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,每排布置兩根,間距為1600mm,排拒為2000mm。錨索采用兩只錨固劑,型號分別為MSK2335和MSZ2360,錨索錨固長度為1970mm。W鋼護(hù)板規(guī)格為4mm×280mm×450mm(厚×寬×長)。頂板采用金屬網(wǎng)護(hù)頂,網(wǎng)片規(guī)格為5400mm×1100mm。
2)巷幫支護(hù):錨桿采用Φ22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排布置4根錨桿,間距為900mm,排距為1000mm。錨桿采用一支樹脂錨固劑,型號為MSZ2360,錨固長度為760mm。W鋼護(hù)板與頂板相同。兩幫采用金屬網(wǎng)護(hù)幫,網(wǎng)片規(guī)格3300mm×1100mm。中六采區(qū)上組煤軌道巷支護(hù)斷面如圖8所示。
圖8 中六采區(qū)上組煤軌道巷支護(hù)斷面圖(mm)
圖9 巷道表面位移監(jiān)測曲線
1)巷道表面位移監(jiān)測。采用十字布點(diǎn)法對巷道圍巖表面位移量進(jìn)行實時監(jiān)測監(jiān)測結(jié)果如圖9所示。由圖可知,優(yōu)化支護(hù)方案后,巷道頂?shù)装逡平孔畲鬄?2mm,兩幫移近量最大為57mm,隨著掘進(jìn)面不斷地前進(jìn),巷道圍巖表面移近量逐漸穩(wěn)定,基本不在變化,由此證明該支護(hù)方案效果較好。
2)頂板離層。在頂板巖層中安裝頂板離層儀,從監(jiān)測結(jié)果知,頂板巖層內(nèi)部基本無離層現(xiàn)象出現(xiàn)。因此,采用該巷道支護(hù)方案,對巷道圍巖穩(wěn)定性起到了較好的作用。
1)由官地礦中六采區(qū)上組煤軌道巷數(shù)值模擬分析得出,相比較于無支護(hù)條件下,巷道圍巖在采用錨桿支護(hù)方式時,巷道圍巖垂直應(yīng)力降低,垂直應(yīng)力峰值在12.5~12.8MPa范圍內(nèi),頂板冒落拱范圍明顯減小,兩幫煤壁內(nèi)部均出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象;水平應(yīng)力降低區(qū)范圍減小,應(yīng)力峰值變化不大,在12.85~13.05MPa范圍內(nèi);巷道頂板塑性區(qū)明顯減小,對兩幫及掘進(jìn)面前方煤體載荷減小,塑性區(qū)也有所降低。
2)根據(jù)中六采區(qū)上組煤軌道巷數(shù)值模擬結(jié)果,最終決定采用“錨桿+錨索+金屬網(wǎng)”的聯(lián)合支護(hù)方式,并對支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了設(shè)計。通過對巷道表面位移、頂板離層情況監(jiān)測結(jié)果可知,巷道圍巖變形量較小,由此證明該支護(hù)方案合理,能夠很好地保持巷道的圍巖穩(wěn)定。