四明山煤業(yè)9112運(yùn)輸繞道大排距支護(hù)技術(shù)研究

許夢斌,朱愛華

(1.澤州縣應(yīng)急管理局, 山西 晉城 048000;2.山西晉城煤業(yè)集團(tuán) 勘察設(shè)計(jì)院有限公司, 山西 晉城 048006)

在煤礦開采過程中,巷道支護(hù)的好壞直接關(guān)系工作面正?；夭蛇M(jìn)程及銜接,同時(shí)也影響煤礦井下作業(yè)安全及生產(chǎn)效益。經(jīng)過多年的研究實(shí)踐,煤礦巷道支護(hù)實(shí)現(xiàn)了從木材到金屬的支護(hù)材料革命,被動支護(hù)到主動支護(hù)的技術(shù)革命[1]. 目前,錨桿與錨索已成為煤礦巷道的主體支護(hù)方式。多位學(xué)者[2-5]對錨桿與錨索在堅(jiān)硬頂板、強(qiáng)采動、大變形等特殊地質(zhì)條件下的應(yīng)用進(jìn)行了研究,顯著提高了巷道圍巖控制效果,降低了巷道維護(hù)成本。但對大排距支護(hù)中錨桿(索)的最佳支護(hù)參數(shù)研究較少,在實(shí)際應(yīng)用中應(yīng)根據(jù)具體煤礦的巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件及圍巖變形、破壞特點(diǎn)確定其支護(hù)方案。

四明山煤業(yè)由于井田西部邊界不規(guī)則,導(dǎo)致北翼9112工作面需要通過9112運(yùn)輸繞道和回風(fēng)繞道與9號煤層南翼3條下山巷道連通形成工作面生產(chǎn)系統(tǒng)。采用理論計(jì)算、數(shù)值模擬、靜力學(xué)仿真、頂板離層監(jiān)測等多種方法,對9112運(yùn)輸繞道大排距支護(hù)方案及參數(shù)進(jìn)行分析確定,以減少巷道支護(hù)成本,提高礦井生產(chǎn)效益。

1 工程概況

9112運(yùn)輸繞道位于9號煤層一采區(qū)北翼西部,沿頂板掘進(jìn),煤層傾角2°～8°,平均傾角4°,煤厚1.40～1.75 m,平均煤厚1.51 m,全長478 m,巷道掘進(jìn)斷面尺寸為4.7 m×2.6 m,最大埋深97 m,整體為單斜構(gòu)造。地表為低山丘陵地貌,局部存在北善村魚塘,無河流通過。巷道北側(cè)為大巷保護(hù)煤柱,南側(cè)和西側(cè)為井田邊界防隔水煤柱,東側(cè)穿過既有巷采采空區(qū)。9112運(yùn)輸繞道直接頂為1.10 m砂質(zhì)泥巖,基本頂為細(xì)粒砂巖,局部存在泥巖、砂質(zhì)泥巖互層;直接底為1.10 m砂質(zhì)泥巖,基本底為石灰?guī)r、細(xì)粒砂巖。

2 錨桿(索)支護(hù)參數(shù)初步確定

2.1 錨桿長度

Ld=L1+L2+L3

(1)

式中:Ld為頂錨桿長度,m;L1為頂錨桿外露長度,m,取0.15 ;L2為頂錨桿有效長度,m,取1.7 ;L3為頂錨桿端錨錨固長度,m,取0.40.

Lb=L4+L5+L6

(2)

式中:Lb為幫錨桿長度,m;L4為幫錨桿外露長度,m,取0.15;L5為幫錨桿有效長度,m,取1.3;L6為幫錨桿端錨錨固長度,m,取0.40.

計(jì)算可得:Ld為2.25 m,Lb為1.85 m,考慮錨桿長度留有一定的富余量,初步確定9112運(yùn)輸繞道頂板采用2.4 m的錨桿,幫部采用2.0 m的錨桿。

2.2 錨桿間排距

(3)

式中:a為錨桿間排距,m;Q為錨桿錨固力,kN,取125;K為安全系數(shù),取1.5～2.0;L2為頂錨桿有效長度,m,取1.7;γ為巖層平均體積力,kN/m3,取27.

計(jì)算可得,錨桿間排距為1.167～1.347 m,初步確定9112運(yùn)輸繞道的錨桿間排距在1.2 m左右。

2.3 錨索長度

Lq=Lw+Lb+Lm

(4)

式中:Lq為頂板錨索長度,m;Lw為錨索外露長度,m,取0.4;Lb為潛在的不穩(wěn)定巖層高度,m,取4.4;Lm為錨索錨固長度,m,取1.5.

考慮錨索長度留有一定的富余量,設(shè)計(jì)取6.3 m.

3 數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型建立

參考四明山煤業(yè)圍巖地質(zhì)力學(xué)測試報(bào)告,并結(jié)合一采區(qū)相關(guān)地質(zhì)資料,采用FLAC3D數(shù)值模擬按照9號煤層綜合柱狀圖1∶1建立X×Y×Z=500 m×200 m×150 m的煤系地層,共劃分223 750個(gè)網(wǎng)格單元,256 530個(gè)網(wǎng)格節(jié)點(diǎn)。模型四周和底面固定,設(shè)定重力加速度為-10 m/s2,側(cè)壓系數(shù)為2.0,并賦予模型摩爾庫倫本構(gòu)關(guān)系,數(shù)值模型見圖1,各巖層力學(xué)參數(shù)選取見表1.

表1 四明山煤業(yè)9號煤層一采區(qū)巖石力學(xué)參數(shù)表

圖1 數(shù)值模型圖

3.2 模擬結(jié)果

3.2.1 錨桿間排距合理確定

選取錨桿間排距800 mm、1000 mm、1200 mm、1400 mm、1600 mm共5種情況分別進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算,得到各錨桿間排距下9112運(yùn)輸繞道垂直位移云圖,見圖2,繪制出不同錨桿間排距與頂板下沉量的相互作用曲線,見圖3.

結(jié)合圖2和圖3可知,9號煤層錨桿間排距與巷道頂板下沉量之間近似呈現(xiàn)雙曲線關(guān)系,當(dāng)錨桿間排距較小時(shí),頂板下沉量會隨著支護(hù)密度的增大而增大,當(dāng)錨桿間排距增大到一定范圍時(shí),頂板下沉量會隨著支護(hù)密度的增大使頂板下沉趨勢急劇增加,說明當(dāng)支護(hù)密度增加到一定程度時(shí),若再繼續(xù)增大錨桿間排距必然會使支護(hù)對頂板的控制效果減弱。故9號煤層巷道支護(hù)必然存在著一個(gè)合理的錨桿間排距,在曲線上反映出來便是不同錨桿間排距與巷道頂板下沉量曲線的拐點(diǎn)。

當(dāng)錨桿間排距為1200 mm時(shí),頂板下沉幅度隨錨桿間排距減小的程度明顯減弱,故錨桿間排距1200 mm成為錨桿合理布置的分界點(diǎn),考慮到支護(hù)成本,且9112運(yùn)輸繞道基本頂為細(xì)粒砂巖,基本底為石灰?guī)r、細(xì)粒砂巖,頂?shù)装鍘r性較好,故最終確定錨桿間排距為1200 mm.

3.2.2 錨索間距合理確定

選取錨索間距1400 mm、1600 mm、1800 mm、2000 mm、2200 mm共5種情況分別進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算,得到各錨索間距下錨固作用效果,見圖4.

圖4 不同錨索間距下錨固作用效果圖

從圖4可知,當(dāng)錨索間距為1400 mm時(shí),錨固作用區(qū)域明顯增大且連成片區(qū);當(dāng)錨索間距為1600 mm時(shí),頂板上方巖層錨固作用帶縮小,但此時(shí)仍能連成片區(qū);當(dāng)錨索間距為1800～2000 mm時(shí),頂板上方巖層錨固作用帶已不連續(xù),故錨索間距1600 mm成為錨索合理布置的分界點(diǎn),優(yōu)選錨索間距1600 mm.

3.2.3 錨索排距合理確定

選取錨索排距隔1排錨桿、隔2排錨桿、隔3排錨桿、隔4排錨桿共4種情況分別進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算,得到各錨索排距下9112運(yùn)輸繞道垂直位移云圖,見圖5,繪制出不同錨索排距與頂板下沉量的相互作用曲線,見圖6.

圖5 不同錨索排距下巷道垂直位移云圖

圖6 不同錨索排距與頂板下沉量的相互作用曲線圖

結(jié)合圖5和圖6可知,隔1排錨桿布置錨索與隔2排錨桿布置錨索相比,頂板下沉量相差很小,若采取隔1排錨桿布置錨索,將造成支護(hù)成本過高;而隔4排錨桿布置錨索時(shí),支護(hù)密度明顯不足,頂板下沉量顯著增大,與隔2排錨桿布置錨索相比,其頂板下沉量相差較大,無法在破碎巖層與上覆穩(wěn)定巖層之間建立聯(lián)系;當(dāng)隔2排錨桿和隔3排錨桿時(shí),頂板下沉量出現(xiàn)明顯的拐點(diǎn),說明隔2排錨桿或隔3排錨桿布置時(shí),頂板錨桿和錨索的協(xié)同作用增強(qiáng),考慮到9112運(yùn)輸繞道頂板條件較好、埋深小,故最終確定錨索排距為隔3排錨桿布置。

4 9112運(yùn)輸繞道支護(hù)方案

頂板采用MSGLW-400/20×2400型高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,錨桿間排距1300 mm×1200 mm(在實(shí)際施工過程中為加強(qiáng)斷面肩角部位的加強(qiáng)控制作用,適當(dāng)調(diào)整錨桿間距為1300 mm),每排4根錨桿,垂直頂板矩形布置(肩角錨桿考慮到施工需要,允許外扎5°～10°誤差)。幫部采用MSGLW-400/18×2000型高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,錨桿間排距1200 mm×1200 mm,每排2根錨桿,垂直兩幫矩形布置(肩角錨桿考慮到施工需要,允許外扎5°～10°誤差)。配套使用150 mm×150 mm×10 mm高強(qiáng)度拱形錨桿托盤、調(diào)心球墊及減磨墊圈。每根錨桿使用1支MSK2335快速錨固劑和1支MSZ2360中速錨固劑。頂板錨桿預(yù)緊力大于65 kN,預(yù)緊力矩大于250 N·m;幫部錨桿預(yù)緊力大于50 kN,預(yù)緊力矩大于180 N·m.

頂板錨索選用SKP17.8-1/1860-6300型高強(qiáng)度低松弛鋼絞線,錨索間排距為1600 mm×3600 mm,每排2根錨索,垂直頂板矩形布置,配套使用300 mm×300 mm×16 mm的高強(qiáng)度拱形托盤、高強(qiáng)鎖具及萬向調(diào)心球墊,每根錨索使用1支MSK2335快速錨固劑和2支MSZ2360中速錨固劑,錨索的預(yù)緊力大于180 kN. 頂板采用φ6 mm鋼筋焊接而成的鋼筋網(wǎng)護(hù)頂,網(wǎng)孔規(guī)格100 mm×100 mm,頂網(wǎng)規(guī)格2500 mm×1400 mm;幫部采用12#鐵絲編織的菱形網(wǎng)護(hù)幫,網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm,幫網(wǎng)規(guī)格1800 mm×1400 mm. 9112運(yùn)輸繞道支護(hù)方案見圖7.

當(dāng)9112運(yùn)輸繞道過斷層、破碎帶、陷落柱以及巷道開口等地質(zhì)區(qū)域,或涌(淋)水量增大時(shí),應(yīng)及時(shí)縮小間排距,必要時(shí)采取架棚、注漿等特殊支護(hù)方式進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

5 靜力學(xué)仿真

采用ANSYS Workbench對錨索張拉進(jìn)行靜力學(xué)仿真。假定錨索、錨固劑、圍巖為各向同性材料,在錨索、錨固劑與圍巖的分界面上分別建立Frictional接觸對,允許模型在分界面上自由滑動,設(shè)定重力加速度為-10 m/s2,對錨索施加285 kN的張拉力(錨索張拉試驗(yàn)標(biāo)準(zhǔn)錨固力取值為285 kN),具體材料參數(shù)見表2,靜力學(xué)仿真結(jié)果見圖8.

表2 材料參數(shù)表

圖8 錨索張拉靜力學(xué)仿真結(jié)果圖

從圖8(b)可知,錨固劑與圍巖分界面滑移最大位移為26.9 mm;從圖8(c)可知,錨索與圍巖體最大滑移位移為63.6 mm,小于錨索設(shè)計(jì)錨固長度1.5 m,錨索并未拉出,故錨索的錨固力大于285 kN,滿足試驗(yàn)取值標(biāo)準(zhǔn);從圖8(d)可知,錨索受到的最大拉應(yīng)力為1 510.7 MPa小于鋼絞線抗拉強(qiáng)度,錨索并未屈服。故綜上分析,錨索的設(shè)計(jì)錨固效果能夠滿足現(xiàn)場施工要求。

6 工程實(shí)踐

根據(jù)四明山煤業(yè)9號煤層采掘銜接計(jì)劃可知,9112運(yùn)輸繞道在掘進(jìn)期間受9108綜采工作面回采及9112回風(fēng)繞道掘進(jìn)期間的采動影響,且東側(cè)穿過既有巷采采空區(qū)(東側(cè)局部地段早先經(jīng)受過一次采動影響)。為檢驗(yàn)9112運(yùn)輸繞道在掘進(jìn)期間的圍巖支護(hù)效果,在9112運(yùn)輸繞道頂板中部安設(shè)頂板離層儀,淺基點(diǎn)安裝深度為2.3 m,深基點(diǎn)安裝深度為8.5 m,監(jiān)測天數(shù)為130 d,每隔10 d進(jìn)行一次監(jiān)測,9112運(yùn)輸繞道頂板離層位移曲線見圖9.

圖9 9112運(yùn)輸繞道頂板離層位移曲線圖

從圖9可知,9112運(yùn)輸繞道采用支護(hù)方案后,0～2.3 m的巖層頂板離層位移為8 mm,0～8.5 m的巖層頂板離層位移為11 mm,2.3～8.5 m頂板離層只有3 mm,淺部基點(diǎn)位移大于深部基點(diǎn)。在監(jiān)測的90 d時(shí)間內(nèi)頂板離層量雖然有所增大,但在后40 d內(nèi)頂板離層位移量明顯趨于穩(wěn)定,證明了9112運(yùn)輸繞道在該支護(hù)方案下能夠保證巷道圍巖穩(wěn)定。

7 結(jié) 語

1) 采用理論計(jì)算和數(shù)值模擬方法分析了四明山煤業(yè)9112運(yùn)輸繞道的錨桿(索)支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù),制定了大排距錨網(wǎng)索支護(hù)方案。

2) 借助ANSYS Workbench靜力學(xué)仿真分析了錨索張拉情況,并通過頂板離層礦壓監(jiān)測得知,9112運(yùn)輸繞道采用支護(hù)方案后,頂板0～2.3 m的巖層頂板離層位移為8 mm,2.3～8.5 m巖層范圍內(nèi)只產(chǎn)生了3 mm離層位移,充分說明了該支護(hù)方案能夠保證巷道圍巖穩(wěn)定。