趙 研,秦洪巖,商佳新
(1.中天合創(chuàng)能源有限責(zé)任公司 葫蘆素煤礦,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000;2.華北科技學(xué)院,北京 101601)
巷道支護(hù)和穩(wěn)定性的研究一直是礦山安全生產(chǎn)的永恒課題,在巷道支護(hù)過程中會(huì)遇到很多復(fù)雜條件,給支護(hù)帶來困難,在支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)要結(jié)合巷道的布置方式、巷道地質(zhì)構(gòu)造和采煤方法等,更新支護(hù)設(shè)計(jì)方案。我國對(duì)巷道支護(hù)的研究較多,康紅普院士提出的整套支護(hù)方案在山西和陜西等地得到了推廣,應(yīng)用效果極佳;馬念杰教授提出的支護(hù)方案在業(yè)界受到廣泛好評(píng),在東北和華北地區(qū)的應(yīng)用廣泛,其對(duì)無人支護(hù)和自動(dòng)識(shí)別支護(hù)的研究較為先進(jìn);潘一山教授提出的強(qiáng)力支護(hù)設(shè)備,在沖擊地壓礦井中的應(yīng)用得到了廣泛推廣,對(duì)沖擊地壓礦井巷道的維護(hù)作業(yè)十分明顯。本文主要針對(duì)過斷層時(shí)小斷面的支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行研究,研究方法采用數(shù)值模擬方法。
塔營煤礦在施工25采區(qū)1號(hào)皮帶機(jī)頭時(shí),需過Fj214正斷層,F(xiàn)j214正斷層平均落差為12 m,穿過斷層破碎區(qū)。下盤小斷面巷道位于3煤內(nèi),沿底掘進(jìn),上盤大斷面巷道位于直接頂泥巖內(nèi)。皮帶機(jī)頭斷層段掘進(jìn)支護(hù)時(shí)除了采用臨時(shí)架棚支護(hù)外,需要采用高強(qiáng)度錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方案,提高圍巖支護(hù)強(qiáng)度,充分發(fā)揮巷道深淺支撐層結(jié)構(gòu)的支護(hù)效果,維持巷道圍巖的長期穩(wěn)定。皮帶機(jī)頭幫頂采用高預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+雙鋼筋托梁+金屬經(jīng)緯網(wǎng)+錨索聯(lián)合支護(hù),具體支護(hù)參數(shù)如圖1所示。
圖1 小斷面巷道支護(hù)設(shè)計(jì)Fig.1 Support design of small section roadway
采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進(jìn)行模擬研究,根據(jù)礦井參數(shù)建立數(shù)值模擬模型,模型尺寸為X×Y×Z=60 m×10 m×50 m,圍巖模型如圖2所示,模型網(wǎng)格圖如圖3所示。模擬過程中嚴(yán)格按照支護(hù)方案和現(xiàn)場實(shí)踐生產(chǎn)流程進(jìn)行分析。
圖2 小斷面巷道圍巖模型Fig.2 Surrounding rock model of small section roadway
圖3 模型網(wǎng)格劃分Fig.3 Model grid division
巷道圍巖位移監(jiān)測結(jié)果如圖4所示,可知施加支護(hù)后圍巖變量明顯降低,逐漸趨于水平。巷道圍巖變形穩(wěn)定后,巷道兩幫變形量較大,左幫變形量較大,為97.7 mm,頂板下沉量明顯大于底板鼓起量,頂板位移量為76.6 mm,底板位移量為23.8 mm。巷道圍巖位移的模擬結(jié)果如圖5所示。
圖4 巷道圍巖位移監(jiān)測Fig.4 Displacement monitoring of roadway surrounding rock
圖5 巷道圍巖位移云圖Fig.5 Displacement nephogram of roadway surrounding rock
可以看出,巷道兩幫變形明顯大于巷道頂?shù)装澹锏绹鷰r的最大變形量處于巷道左幫中部,其次為巷道右?guī)汀?/p>
巷道圍巖最大主應(yīng)力云圖如圖6所示??煽闯鱿锏绹鷰r最大主應(yīng)力極值點(diǎn)位于巷道左右兩幫,距離巷道表面距離約為5.5 m,應(yīng)力極值為18.48 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.39,而巷道兩幫圍巖淺部最大主應(yīng)力最小,僅4.11 MPa。巷道圍巖最小主應(yīng)力云圖如圖7所示,巷道的塑性區(qū)分布如圖8所示。從最小主應(yīng)力圖和塑性區(qū)分布圖可以看出,巷道頂板和兩幫圍巖的應(yīng)力狀態(tài)明顯好于巷道底板。巷道底板拉應(yīng)力區(qū)域較大,底板拉應(yīng)力極值最大,為0.21 MPa。巷道圍巖主要發(fā)生塑性剪切破壞,其中,兩幫圍巖剪切破壞范圍較大,剪切塑性區(qū)的最大厚度為5.5 m,而頂板剪切塑性區(qū)次之,最大厚度為2.6 m,底板圍巖塑性破壞區(qū)最小,為0.4 m,而巷道淺部圍巖發(fā)生塑性拉伸破壞,拉伸塑性區(qū)的厚度為0.2~0.4 m。
圖6 巷道圍巖最大主應(yīng)力云圖Fig.6 Maximum principal stress nephogram of roadway surrounding rock
圖7 巷道圍巖最小主應(yīng)力云圖Fig.7 Minimum principal stress nephogram of roadway surrounding rock
圖8 巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)Fig.8 Stress state of roadway surrounding rock
巷道掘支后的錨桿受力分布如圖9所示,巷道兩幫錨桿受力明顯大于巷道頂?shù)装邋^桿,其中,巷道兩幫局部錨桿軸力達(dá)到其極限荷載,發(fā)生斷裂破壞。頂板中部錨桿軸力最小,為54.5 kN,向兩幫逐漸增大,達(dá)到錨桿極限荷載,應(yīng)該加強(qiáng)兩幫的支護(hù)強(qiáng)度。
圖9 錨桿支護(hù)受力情況Fig.9 Stress condition of bolt support
頂板錨索的受力分布如圖10所示。從圖中可以看出錨索將頂板深部與巷道淺部巖體相連,能夠限制深部圍巖離層變形,支護(hù)效果較好。在巷道頂板錨索兩端受力較小,中間較大,錨索最大軸力為357.1 kN,小于錨索抗拉極限。
圖10 頂板錨索軸力分布Fig.10 Axial force distribution of roof anchor cable
(1)根據(jù)塔營煤礦皮帶機(jī)頭的工程地質(zhì)條件,結(jié)合深部軟巖巷道圍巖深淺支撐層結(jié)構(gòu)的理論分析,設(shè)計(jì)錨網(wǎng)噴索聯(lián)合支護(hù)方案,圍巖應(yīng)力得到改善,淺支撐層厚度較小,而深支撐層內(nèi)圍巖應(yīng)力分布較均勻,充分調(diào)動(dòng)了圍巖的承載能力。
(2)小斷面巷道處于3煤中,兩幫變形較為明顯,頂?shù)装鍑鷰r穩(wěn)定性較好,頂板錨索受力較為合理,而兩幫部分錨桿接近其極限荷載。