張一飛
(山西大同煤礦集團(tuán)有限公司煤峪口礦,山西 大同 037003)
隨著煤礦開采深度的增加,巷道所處的環(huán)境越來越復(fù)雜,圍巖變形程度也越來越大,返修率越來越高,能否有效解決這些問題關(guān)系到深部煤礦的安全高效生產(chǎn)[1-2]?;谝延醒芯浚Y(jié)合同煤集團(tuán)煤峪口礦406 盤區(qū)8605 工作面-900 m 回采巷道的工程實(shí)際[3],總結(jié)了深部軟巖巷道在采用現(xiàn)有支護(hù)方案下的破壞特征[4],提出了采用中空注漿錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。并采用FLAC3D分析了錨網(wǎng)索支護(hù)以及中空注漿錨索支護(hù)方案下巷道圍巖的位移量、垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力的分布特征,確定了煤峪口礦深部軟巖巷道的最佳支護(hù)方式,給出了最佳支護(hù)參數(shù),以期為同類巷道圍巖控制問題提供一條切實(shí)可行的技術(shù)方案。
406 盤區(qū)8605 工作面北部為已回采的8603 工作面,南部為已回采的8607 工作面,西部為408東部盤區(qū)巷,東部為404 盤區(qū)巷。工作面埋深超過800 m,設(shè)計(jì)可采走向長度1986 m,傾斜長172 m,主采煤層為14-2#煤層,煤層傾角為8°,煤層平均厚度6.2 m,平均采高為3 m。煤層頂板為2 m 厚的砂質(zhì)泥巖和4.5 m 后的泥巖,底板為7.25 m 厚的砂質(zhì)泥巖。
回采巷道斷面形狀為矩形,尺寸4.0 m×3.0 m,支護(hù)方式為錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)。巷道頂板和兩幫均采用22 mm×2200 mm 的等強(qiáng)螺紋錨桿,間排距為800 mm×800 mm。頂板用17.8 mm×6000 mm 高強(qiáng)度高延伸率預(yù)應(yīng)力鋼絞線,間排距1600 mm×1600 mm。
在原支護(hù)方案條件下巷道圍巖收斂變形量大,圍巖控制困難,變形速度快,返修率高。巷道圍巖在高應(yīng)力的作用下,破碎嚴(yán)重,出現(xiàn)較多裂隙,嚴(yán)重影響了該礦的正常生產(chǎn)工作。
針對原支護(hù)方案存在的問題,提出采用錨網(wǎng)索支護(hù)+中空注漿錨索聯(lián)合支護(hù)的方案,采用中空注漿錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。依據(jù)8605 工作面的實(shí)際工程地質(zhì)條件,綜合運(yùn)用理論計(jì)算和工程類比等手段,對原支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化。中空注漿錨索具體優(yōu)化參數(shù)如下:中空注漿錨索布置在兩排錨桿中間位置處,直徑為22 mm,長6000 mm,每根錨索配4卷MSK2835 錨固劑,錨索預(yù)緊力應(yīng)大于110 kN,間排距為1600 mm×2400 mm。優(yōu)化后的巷道斷面支護(hù)圖如圖1。
圖1 優(yōu)化支護(hù)設(shè)計(jì)斷面圖
為了解中空注漿錨索支護(hù)技術(shù)適應(yīng)性,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對比分析煤峪口礦原錨網(wǎng)索支護(hù)同新型中空注漿錨索支護(hù)條件下回采巷道圍巖活動(dòng)規(guī)律。
以406 盤區(qū)8605 工作面的回采巷道為研究對象,建立數(shù)值模型,利用FLAC3D進(jìn)行開挖及運(yùn)算。模型尺寸為400 m×300 m×100 m,劃分為46 860個(gè)單元,52 640個(gè)節(jié)點(diǎn)。選用摩爾庫倫作為本構(gòu)模型,四周邊界施加位移約束,下邊界固定,上部邊界施加垂直載荷,水平兩側(cè)側(cè)壓力系數(shù)取1.4。上下回采巷道同時(shí)掘進(jìn),推進(jìn)5 m,施加一次支護(hù),開挖支護(hù)到y(tǒng) 方向50 m,一次推進(jìn)到y(tǒng) 方向邊界位置;然后以5 m 一個(gè)步距對煤層進(jìn)行回采,回采到y(tǒng) 方向50 m,一次回采到y(tǒng) 方向邊界位置。
(1)巷道圍巖位移
采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對其施加原錨網(wǎng)索支護(hù)方案以及優(yōu)化中空注漿錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案,對比兩種支護(hù)方案下的巷道位移分布特征。選取兩種支護(hù)條件下距回采巷道同一距離處巷道的剖面圖進(jìn)行對比分析。兩種支護(hù)方案下巷道的圍巖位移特征如圖2。
圖2 巷道圍巖位移分布圖
由圖2 可知,在兩種支護(hù)方案條件下,巷道周邊圍巖位移呈非對稱性分布,巷道左側(cè)位移量大于右側(cè)位移量,巷道頂板圍巖位移量大于底板位移量。在原方案支護(hù)條件下,巷道圍巖最大位移位置為巷道頂板及左上幫,頂板最大位移量為201 mm,兩幫最大位移量為240 mm;優(yōu)化支護(hù)方案下,巷道圍巖最大位移位置為巷道頂板及左上幫,頂板最大位移量為148 mm,兩幫最大位移量為160 mm。通過對比可知,采用優(yōu)化方案,對回采巷道采用中空注漿錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后,巷道圍巖的頂板和兩幫圍巖位移量大大降低,頂板和兩幫位移量分別下降了26.6%、33.4%。
(2)巷道圍巖應(yīng)力
采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對其施加原錨網(wǎng)索支護(hù)方案以及優(yōu)化中空注漿錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案,對比兩種支護(hù)方案下的巷道應(yīng)力分布特征。選取兩種支護(hù)條件下距回采巷道同一距離處巷道的剖面圖進(jìn)行對比分析。兩種支護(hù)方案下巷道的圍巖水平應(yīng)力以及垂直應(yīng)力分布特征如圖3、圖4。
由圖3 可知,兩種支護(hù)方案條件下,巷道周邊頂?shù)装鍑鷰r水平應(yīng)力呈非對稱性分布,兩幫應(yīng)力分布較均勻。兩種支護(hù)方案下,巷道最大水平應(yīng)力均分布在巷道頂?shù)装迳畈课恢锰帲锏纼蓭蛧鷰r的水平應(yīng)力明顯小于頂?shù)装鍑鷰r應(yīng)力。優(yōu)化方案下,巷道最大水平應(yīng)力達(dá)到了27.3 MPa,原支護(hù)方案條件下最大水平應(yīng)力達(dá)到了28.0 MPa,可知優(yōu)化方案的圍巖應(yīng)力集中程度小于采用原支護(hù)方案應(yīng)力集中程度。采用優(yōu)化方案時(shí),圍巖的水平應(yīng)力小于采用原方案的水平應(yīng)力,且優(yōu)化方案的圍巖水平應(yīng)力分布更加均勻。
圖3 巷道水平應(yīng)力分布圖
由圖4 可知,兩種支護(hù)方案條件下,巷道周邊頂?shù)装鍑鷰r垂直應(yīng)力分布比較均勻。兩種支護(hù)方案下,巷道最大垂直應(yīng)力均分布在巷道兩幫深部位置處。優(yōu)化方案下,巷道最大垂直應(yīng)力達(dá)24.7 MPa,原支護(hù)方案條件下最大垂直應(yīng)力達(dá)25.4 MPa,可知優(yōu)化方案的圍巖應(yīng)力集中程度小于采用原支護(hù)方案應(yīng)力集中程度。綜上所述:采用優(yōu)化方案時(shí),圍巖的垂直應(yīng)力小于采用原方案的垂直應(yīng)力,且優(yōu)化方案的圍巖垂直應(yīng)力分布更加均勻。
圖4 巷道垂直應(yīng)力分布圖
在對8605 回采巷道實(shí)施優(yōu)化支護(hù)方案后,對巷道圍巖的變形進(jìn)行現(xiàn)場監(jiān)測,包括其巷道兩幫和頂?shù)装逦灰屏侩S時(shí)間的變化關(guān)系,如圖5。由圖可知,采用優(yōu)化方案后,巷道兩幫和頂?shù)装逡平侩S著時(shí)間的增加不斷增加,剛開始增加較快,到30 d 左右時(shí),逐漸趨于穩(wěn)定。原支護(hù)方案條件下,巷道兩幫及頂?shù)装迤骄灰屏糠謩e為1136 mm、966 mm;優(yōu)化支護(hù)方案條件下,巷道兩幫及頂?shù)装迤骄灰屏糠謩e為266 mm、236 mm。優(yōu)化后支護(hù)方案的巷道兩幫及頂?shù)装宓奈灰屏糠謩e相比于原方案減小了76.6%、75.4%。由此可知,采用優(yōu)化支護(hù)方案后,巷道圍巖變形得到有效控制。
圖5 巷道圍巖位移隨時(shí)間變化曲線
(1)針對煤峪口礦406 盤區(qū)8605 工作面的地質(zhì)條件,提出了深部軟巖回采巷道全斷面中空注漿錨索支護(hù)技術(shù),該技術(shù)能夠保證巷道的穩(wěn)定性和礦井安全生產(chǎn)。
(2)通過數(shù)字模擬分析了兩種支護(hù)方案下巷道的位移特征以及應(yīng)力分布特征,證明了所提支護(hù)方案的可靠性,能夠有效控制巷道位移收斂量以及應(yīng)力集中程度。
(3)在對8605 回采巷道實(shí)施優(yōu)化支護(hù)方案后,巷道兩幫及頂?shù)装逦灰屏烤玫接行Э刂?。?yōu)化后支護(hù)方案的巷道兩幫及頂?shù)装宓奈灰屏糠謩e相比于原方案的巷道兩幫及頂?shù)装宓奈灰屏繙p小了76.6%、75.4%。