曹明世

(陜西雙龍煤業(yè)開發(fā)有限責任公司，陜西 黃陵 727306)

關健詞：回采巷道；支護強度；二次加強支護

0 引言

支護強度是控制巷道圍巖劇烈變形的關鍵因素，只有支護強度大于巷道壓力時，才能有效地控制巷道的劇烈變形。為提高巷道支護強度，減少回采過程中回風巷道圍巖變形及底鼓，保證工作面的安全高效回采，擬在雙龍煤礦104輔助運輸順槽選定一段區(qū)域進行二次加強支護試驗，為后期礦井掘進施工的支護參數優(yōu)化提供科學依據。

1 工程背景

104工作面煤層賦存穩(wěn)定，工作面走向長平均為1 972.5 m，傾向長235 m，面積為463 537 m2，煤層平均厚度為2.5 m，煤層結構簡單，煤層傾角2°～5°為肥氣煤；煤層頂板為砂巖，層理發(fā)育，易冒落，底板為灰質泥巖，遇水易膨脹底鼓，易引起煤壁片幫。巷道沿煤層底板掘進，頂板采用錨網索支護，錨桿規(guī)格為φ22 mm×2 500 mmⅡ級左旋螺紋無縱筋鋼筋錨桿，錨索規(guī)格為φ17.8 mm×9 300 mm，網為φ6.5 mm盤圓焊接鋼筋網片，網片2 600 mm×1 200 mm；巷道兩幫采用錨網支護，煤壁側錨桿規(guī)格為φ22 mm×2 600 mm玻璃鋼錨桿，網長×寬=2 600 mm×1 200 mm的雙抗網，煤柱側錨桿規(guī)格為φ22 mm×2 600 mm玻璃鋼錨桿，網長×寬=2 600 mm×1 200 mm的雙抗網，支護示意圖如圖1所示。

圖1 巷道支護示意圖

104工作面回風順槽系已回采103工作面輔運順槽，該巷道自形成到投入使用時間間隔長，受103工作面采空區(qū)及104工作面采動影響大，巷道頂板下沉變形并形成兜渣；頂板多處錨桿(索)失效，幫錨斷裂，約占全斷巷道的1/10；巷道全段底鼓，嚴重段底鼓量達1.5 m。采用常規(guī)的拉底，斷裂處補支錨桿索等處理方式后，支護狀況雖得到一定程度的有效改觀，但整體效果不明顯。

2 二次加強支護設計

雙龍煤礦巷道普遍采用錨索網噴支護，圍巖體在地應力的作用下，由于時間較短，巖體主要表現(xiàn)為彈塑性，隨著圍巖體承載時間的增長，以及受鄰近工作面的采動影響，巖體性質逐漸表現(xiàn)出黏性，巷道圍巖分為粘塑性區(qū)、粘彈性區(qū)。粘塑性區(qū)又分為粘塑性應變軟化區(qū)和粘塑性破碎區(qū)。有鑒于此，需要對原有支護條件下的巷道進行二次加強支護，在計算時按粘彈性及粘塑性力學進行計算，這里對微分方程的解不做推導，直接引用河南理工大學李大偉教授所推導出的相關解答予以計算。

2.1 基本方程

粘彈性區(qū)物理方程為

(1)

σij(t)=3Kεij(t)

(2)

靜力平衡方程

(3)

粘彈性區(qū)分粘彈性應變軟化區(qū)、粘彈性破碎區(qū)；其基本方程均為平衡方程和莫爾-庫倫準則。粘塑性應變軟化區(qū)莫爾-庫倫準則為

(4)

粘塑性破碎區(qū)莫爾-庫倫準則為

(5)

式中：σr(t)，σθ(t)—補強支護后徑向應力、切向應力隨時間t變化的函數變量；C(t)—粘塑性應變軟化區(qū)黏聚力，為時間t的函數變量；C*(t)—粘塑性破碎區(qū)黏聚力，為時間t的函數變量；φ(t)—粘塑性應變軟化區(qū)和粘塑性破碎區(qū)的內摩擦角，為時間t的函數變量；B0—初次支護階段圍巖的彈塑性力學參數；α—初次支護階段的圍巖體剪脹擴容系數。

2.2 計算結果

對于以上基于流變理論的計算結果如錨桿有效長度Lm、錨桿錨固端位置半徑Rm及錨桿施加的工作阻力支護強度等參數直接引用李大偉教授推導公式，并結合《煤礦巷道斷面和交叉點設計規(guī)范》對二次加強支護參數進行計算，得出雙龍煤礦巷道二次加強支護的各支護參數。本次計算選取雙龍煤礦104工作面煤層為計算層位，具體計算過程如下

計算參數：v=0.31，E=5 090 MPa，α=2，φ=30°，φ(t)=20°，p0=11.5 MPa，C=3.64 MPa，C*=0.72 MPa，C(t)=1.21 MPa，C*(t)= 0.49 MPa，R0=2 m，Rm= 4.25 m，G0=1 600 MPa，G∞=1 100 MPa，Mc=130 MPa。

計算初次支護阻力q

q=p/(l1×l2)=195×10-3/(0.8×0.8)=0.305 MPa。

錨桿有效長度Lm、錨桿錨固端位置半徑Rm。

Lm=2.5 m；Rm=4.9 m。

2.3 二次加強支護方案

根據《煤礦巷道斷面和交叉點設計規(guī)范》確定，在巷道寬度較大、圍巖條件較差時，在頂板或拱部增加錨索加強支護。結合上述李大偉教授推導公式所得出的計算結果，確定在原有錨索梁支護基礎上，在每相鄰兩排錨索梁之間增加一排一帶四索的鋼帶索聯(lián)合支護，另外在煤柱側補支φ22 mm×2 500 mmⅡ級左旋螺紋無縱筋鋼筋錨桿，煤壁側補支φ22 mm×2 600 mm玻璃鋼錨桿。支護材料參數及規(guī)格見表1。

頂板鋼帶錨索托梁采用T140型鋼帶，帶長3.8 m，錨索間距1 m，排距2.4 m。

煤柱側使用φ22 mm×2 500 mm鋼筋錨桿，間排距1 600 mm×800 mm，錨固劑：1節(jié)MSK23/70，1節(jié)MSZ23/35。煤壁側補支φ22 mm×2 600 mm玻璃鋼錨桿，間排距1 600 mm×800 mm，錨固劑：1節(jié)MSK23/70，1節(jié)MSZ23/35。二次加強支護示意圖如圖2所示。

表1 支護材料參數及規(guī)格

圖2 二次加強支護示意圖

錨索施工質量必須符合《雙龍煤業(yè)關于下發(fā)錨桿索施工管理辦法通知》文件規(guī)定。錨索預緊力≥210 kN(42 MPa)，錨索錨固力≥230 kN(45 MPa)。錨固指標：錨索露出鎖具200～250 mm，錨深9 000 mm。施工過程中需補支錨桿和重新掛網，執(zhí)行原支護參數規(guī)定。施工完成后在該段安設頂板離層儀、錨桿索測力計，設專人對頂底板位移情況進行觀測，整理相關數據并進行對比分析。

3 支護效果監(jiān)測分析

為了觀測二次加強支護的效果，探究支護參數的合理性，分別在巷道二次加強支護段和原支護段設置了相應的觀測站，對圍巖表面位移、頂板離層情況、錨桿載荷進行觀測，在104工作面回采期間對其進行相應的觀測。分別對煤柱側幫部2 m深位置處、10 m深位置處多點位移進行數據統(tǒng)計，對頂板錨索以及煤柱側幫部錨桿受力進行分析，分別如圖3～圖6所示。

圖3 2 m位置處位移

圖4 10 m位置處位移

圖5 幫部錨桿受力

圖6 頂板錨索受力

由圖3可知，原支護煤柱淺部位移量逐漸增加，基本呈線性變化特征；而在二次加強支護段，煤柱側淺部位移量變化為0，即二次加強支護有效控制了巷道圍巖淺部位移量。

由圖4可知，在煤柱側幫部10 m位置處位移量，在原支護和二次加強支護條件下，基本呈現(xiàn)線性變化特征，而二次加強支護煤柱內深部位移量較原支護位移量大，分析其原因是由于二次加強支護有效地支護了巷道圍巖，使支護范圍內的煤體和錨桿形成協(xié)同統(tǒng)一體，但由于煤柱內所受支承壓力較大，導致煤柱內深部位移相對較大。

由圖5可知，幫部錨桿受力在原支護與二次加強支護情況下，隨著工作面的不斷推進，其受力緩慢增加，變化曲線基本保持平行，但二次加強支護所受力較原支護錨桿受力一直較大，分析其原因為二次加強支護條件下，錨桿初始預緊力較高。

由圖6可知，原支護與二次加強支護情況下，錨索受力基本保持原有預緊力不變，即104工作面采動對輔助運輸巷的內錨索受力影響不是很大。即在原支護與二次加強支護的情況下，錨桿(索)受力并沒有表現(xiàn)出明顯的差異性特征。

4 結論

(1)采用在原有錨索梁支護基礎上，頂板在每相鄰兩排錨索梁之間補支一排一帶四索的鋼帶索聯(lián)合支護，煤柱側補支φ22 mm×2 500 mmⅡ級左旋螺紋無縱筋鋼筋錨桿，煤壁側補支φ22 mm×2 600 mm玻璃鋼錨桿的二次加強方案。

(2)二次加強支護較原支護條件，錨桿(索)受力變化特征沒有明顯的差異性，巷道圍巖淺部位移量顯著降低。

(3)二次加強支護有效地支護了巷道圍巖，使支護范圍內的煤體和錨桿形成協(xié)同統(tǒng)一體，有效控制了巷道圍巖淺部位移量，降低了巷道圍巖塑性區(qū)，確保了巷道圍巖穩(wěn)定性，為采煤工作面安全生產創(chuàng)造了有利條件。