李建沛

(河南質(zhì)量工程職業(yè)學(xué)院，河南 平頂山 467000)

1 綜放沿空掘巷圍巖支護(hù)理論

1.1 綜放沿空掘巷的圍巖特點(diǎn)概述

綜放沿空掘巷的巷道是沿著煤層底板布置的,整個(gè)圍巖其實(shí)就是煤體本身,所以,巷道在掘進(jìn)之前就已經(jīng)發(fā)生了塑性變形[1]。根據(jù)砌體梁理論,工作面的頂巖梁會(huì)隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn)而折斷,如圖1中的巖塊B和巖塊C,隨后發(fā)生擠壓,最終形成外表如梁,但實(shí)際上是半拱的結(jié)構(gòu)[2],而關(guān)鍵層理論更是將采場(chǎng)的上覆巖層起主要控制的巖層稱為關(guān)鍵層,所以研究對(duì)上覆巖層的支護(hù)是非常重要的[3]。

圖1 綜放沿空掘巷圍巖與上覆巖層斷裂示意圖

1.2 綜放沿空掘巷的支護(hù)理論

根據(jù)砌體梁和關(guān)鍵層理論,上區(qū)段回采之后,采空區(qū)的上覆巖層和下區(qū)段連接的堅(jiān)硬頂板巖層會(huì)發(fā)生斷裂,整個(gè)結(jié)構(gòu)類似于砌體梁。上區(qū)段的側(cè)向支承壓力逐步向煤體轉(zhuǎn)移,最終砌體梁結(jié)構(gòu)由于局部破壞自身發(fā)生較大變形,綜放沿空掘巷正處于這樣的應(yīng)力區(qū)內(nèi),其承受的頂板壓力主要就是頂煤和直接頂?shù)淖灾貕毫?圖1中巖塊B的破壞主要服從S-R穩(wěn)定條件[4]。巷道在掘進(jìn)過(guò)程中巷道沿空側(cè)的圍巖變形量大于實(shí)體圍巖變形,沿空側(cè)的煤柱完全進(jìn)入塑性狀態(tài),但是實(shí)體煤側(cè)還要承受上區(qū)段的支撐壓力。因此,在本區(qū)段工作面回采過(guò)程中巷道圍巖的變形量實(shí)際上為掘進(jìn)期間巷道變形的5-6倍之多。導(dǎo)致圍巖變形的根據(jù)動(dòng)力是地應(yīng)力,為了控制綜放沿空掘巷的圍巖變形,必須控制地應(yīng)力的大小,掌握巷道圍巖的地應(yīng)力分布[5]。

2 錨桿支護(hù)方案的選擇

2.1 錨桿參數(shù)的選擇

根據(jù)某礦沿空掘巷的地質(zhì)特點(diǎn)和地應(yīng)力結(jié)果,發(fā)現(xiàn)該礦屬于高地應(yīng)力條件,很容易發(fā)生煤礦圍巖巷道的破壞,圍巖的受力最容易在頂板和片幫出現(xiàn)礦山壓力現(xiàn)象。因此,該巷道采用錨桿、錨網(wǎng)、錨索的聯(lián)合支護(hù),鋼帶采用梯形鋼帶,錨索采用直徑為18 mm,長(zhǎng)度為7 m的鋼絞線,錨索的間距、排距為1 m×1 m,錨桿采用直徑為22 mm,長(zhǎng)度為2.4 m的鋼樹脂錨桿。

本文主要研究錨桿的布置方式,錨桿如果布置得過(guò)多,雖然保證了煤礦的安全生產(chǎn),但是卻增加了錨桿和人工量,造成了材料和人工成本的增高；錨桿如果間距、排距過(guò)大,巷道就會(huì)出現(xiàn)較大變形,產(chǎn)生沖擊地壓。因此,錨桿支護(hù)應(yīng)該考慮煤礦的地應(yīng)力,根據(jù)煤礦的實(shí)際情況,來(lái)進(jìn)行錨桿的間距、排距設(shè)計(jì)。

2.2 錨桿支護(hù)方案的選取

影響錨桿支護(hù)參數(shù)的因素很多,對(duì)錨桿的長(zhǎng)度和間距、排距的模擬是本文的重點(diǎn),考慮到本巷道的最大主應(yīng)力40 MPa,巷道采用22 mm的錨桿進(jìn)行支護(hù),本文就錨桿的間距、排距進(jìn)行模擬研究,選取頂板和兩幫不同的間(排)距如600 mm、700 mm、800 mm、900 mm、1 000 mm等數(shù)值組合進(jìn)行模擬。

表1 錨桿的間距和排距組合方案(單位:mm)

3 基于FLAC3D的模擬過(guò)程展示

3.1 模型建立

本模型采用FLAC3d進(jìn)行模擬,模型的長(zhǎng)度為250 m,寬度為180 m,考慮到煤層上覆巖層的壓力傳遞特征,整個(gè)模型的高度采用100 m,進(jìn)行網(wǎng)格劃分后的模型如圖2所示。

圖2 劃分后的模型

3.2 巷道掘進(jìn)期間數(shù)值模擬展示

選取巷道掘進(jìn)期間不同錨桿間距、排距下的巷道圍巖變形,本文主要模擬的是如表1所示的方案。鑒于本文的篇幅所限,本文主要截取較為典型的600 mm*600 mm間距、排距模型、800 mm*800 mm間距、排距模型和1 000 mm*1 000 mm間距、排距模型進(jìn)行模擬如圖3-1、3-2、3-3所示。

圖3-1 錨桿間距和排距為600 mm×600 mm

圖3-2 錨桿間距和排距為800 mm×800 mm

圖3-3 錨桿間距和排距為1 000 mm×1 000 mm

如圖3-1、3-2、3-3所示,根據(jù)FLAC3D數(shù)值模擬軟件的模擬結(jié)果來(lái)看,錨桿在間距、排距1 000 mm*1 000 mm時(shí)巷道圍巖的變形量依然比較大,巷道變形很難在安全的范圍之內(nèi),而在間距、排距600 mm*600 mm時(shí)候巷道的變形移近量最小,當(dāng)錨桿支護(hù)間距、排距在800 mm*800 mm時(shí)候,錨桿支護(hù)的巷道的變形量已經(jīng)在安全范圍,考慮到整個(gè)巷道支護(hù)的安全性和經(jīng)濟(jì)性,將錨桿支護(hù)的布置形式采用的錨桿支護(hù)形式間距、排距為800 mm*800 mm方案,根據(jù)巷道圍巖的變形特點(diǎn),煤柱在掘進(jìn)巷道過(guò)程中發(fā)生了塑性變形。因此,可以在頂板和生產(chǎn)幫兩端的錨桿支護(hù)間距、排距采用800 mm*800 mm,但是在窄煤柱端,因?yàn)橐惺軒r塊B的壓力,因此選擇的支護(hù)方式可以適當(dāng)加強(qiáng),本文選取間距、排距為750 mm*800 mm的支護(hù)方式。

3.3 不同錨桿間距和排距下巷道圍巖的變形曲線

本文選取整個(gè)巷道的頂板和兩幫的中間部位作為圍巖的變化記錄點(diǎn),對(duì)巷道的兩幫的位移進(jìn)行監(jiān)測(cè),在巷道記錄斷面數(shù)據(jù)中,我們選取模型中部為y=90的位置,對(duì)整個(gè)圍巖巷道的變形量進(jìn)行整理,將不同間距、排距錨桿的變形量進(jìn)行數(shù)據(jù)分析如圖4所示。我們很容易看出隨著錨桿支護(hù)間距、排距的增長(zhǎng),錨桿的兩幫位移逐漸增大,該模擬結(jié)果符合理論分析,可以作為最終參考結(jié)果。

4 巷道表面位移結(jié)果觀測(cè)

掘進(jìn)期間巷道表面的位移監(jiān)測(cè)是非常重要的,關(guān)系著整個(gè)巷道的支護(hù)結(jié)果。因此,我們?cè)谙锏赖谋砻嬖O(shè)置3個(gè)觀測(cè)站,分別對(duì)巷道掘進(jìn)后的頂板、底板和兩幫進(jìn)行觀測(cè),對(duì)相應(yīng)的數(shù)據(jù)進(jìn)行整理如圖5所示。

圖4 不同間距和排距錨桿支護(hù)下的巷道圍巖變形曲線

(a)1#測(cè)點(diǎn)

(b)2#測(cè)點(diǎn)

(c)3#測(cè)點(diǎn)圖5 掘進(jìn)期間巷道圍巖變形不同測(cè)點(diǎn)曲線圖

從圖5中可以看出,整個(gè)掘進(jìn)期間兩幫的變形量達(dá)到最大值為160 mm,而對(duì)于頂?shù)装宓南锏赖淖畲笞冃瘟窟_(dá)到了80 mm,基本能夠滿足煤礦安全生產(chǎn)的需要,但是整個(gè)變形量相對(duì)較大,造成這種現(xiàn)象的原因主要是高地應(yīng)力條件下錨桿支護(hù)的施工質(zhì)量與理論有較小的出入。但巷道掘進(jìn)期基本上能夠保證圍巖的穩(wěn)定,不影響巷道的安全使用。

5 結(jié)論

本文利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)整個(gè)巷道支護(hù)進(jìn)行了模擬,最終將錨桿的間距和排距均控制在800 mm之內(nèi),可以有效地控制巷道的變形。通過(guò)巷道三個(gè)測(cè)站對(duì)巷道變形量的控制,可以驗(yàn)證巷道支護(hù)效果基本穩(wěn)定,滿足工程要求,支護(hù)設(shè)計(jì)比較合理。希望通過(guò)本文的研究,能夠?yàn)楦叩貞?yīng)力巷道支護(hù)提供工程上的借鑒,為煤礦安全生產(chǎn)提供可靠保障。