郭 亮
(山西汾西宜興煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 孝義 032300)
目前,在我國工作面回采巷道的支護(hù)以錨桿支護(hù)為主,而對(duì)于錨桿支護(hù)參數(shù)的確定,主要有三種方法:工程類比法、理論計(jì)算法和數(shù)值模擬法,這三種方法各有優(yōu)劣,工程類比法是根據(jù)類似工作面巷道的支護(hù)設(shè)計(jì),來推斷所研究的工作面,但是這一過程只是經(jīng)驗(yàn)推導(dǎo),缺乏理論依據(jù);理論計(jì)算是根據(jù)相關(guān)支護(hù)理論,來得到合理的支護(hù)參數(shù),但是,各種理論所適用的條件不同,采用不同的理論,所得結(jié)果也有所差異;數(shù)值模擬的方法更多的是作為一種輔助工具,僅依靠數(shù)值模擬進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì),缺乏說服力[1-2]。因此,本文結(jié)合以上三種方法,以宜興煤業(yè)1206工作面實(shí)際地質(zhì)條件為工程背景,對(duì)其材料巷進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì),確定合理的支護(hù)方案,為礦井安全生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。
宜興煤業(yè)1206工作面位于一采區(qū),埋深平均為405 m,主采2#煤層,煤層厚度為1.05~2.36 m,平均1.8 m,煤層傾角0°~8°,平均5°,煤層容重為1.35 t/m3,普氏硬度為1.0~1.5。工作面開切眼長度為222.6 m,走向長度為2643 m。在本工作面,2#煤層結(jié)構(gòu)極不穩(wěn)定,夾矸較多,最多時(shí)達(dá)到4層,厚度變化較大。
1206工作面由運(yùn)輸巷、材料巷和切眼構(gòu)成采煤系統(tǒng),其中,材料巷沿煤層底板掘進(jìn),走向長度為2643 m,巷道為矩形斷面,斷面寬度為4.5 m,斷面高度為2.9 m,屬于半煤巖巷,下面對(duì)其支護(hù)參數(shù)進(jìn)行分析研究。
工程類比法是確定巷道支護(hù)參數(shù)的一種重要方法,宜興煤業(yè)1204工作面與本工作面開采條件類似,1204工作面運(yùn)輸巷同樣為矩形斷面,斷面寬度為4.7 m,斷面高度為2.9 m,與1206工作面材料巷接近,其支護(hù)方案如下:
巷道頂板采用錨桿、錨索、金屬菱形網(wǎng)、圓鋼鋼帶聯(lián)合支護(hù),兩幫采用圓鋼錨桿、金屬菱形網(wǎng)、圓鋼鋼帶聯(lián)合支護(hù)。頂板錨桿采用Φ22 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿,間排距為850 mm×1000 mm,均垂直與頂板布置,錨索采用Φ21.6 mm的鋼絞線,長度為6500 mm,排距為1.6 m;兩幫采用Φ18 mm×1800 mm的圓鋼鋼錨桿,間排距為800 mm×1000 mm,每排每幫布置4根,均垂直兩幫布置,上部錨桿距離頂板200 mm,下部錨桿距離底板300 mm,頂、幫部鋼帶均采用Φ14 mm圓鋼加工。
回采巷道掘進(jìn)后,應(yīng)力重新分布,受應(yīng)力作用,巷道圍巖受到一定破壞,根據(jù)自然平衡拱理論,圍巖破壞范圍見圖1[3]。
圖1 巷道圍巖破壞范圍
由圖1可以看出,巷道圍巖受應(yīng)力作用呈“拱形”破壞,根據(jù)自然平衡拱理論,巷道兩幫的破壞范圍為[3]:
式中:C為兩幫破壞深度,m;Kcx為巷道圍巖應(yīng)力集中系數(shù),取2.5;γ為頂板圍巖平均容重,取25 kN/m3;H為煤層埋深,取405 m;B為采動(dòng)影響系數(shù),取1.5;fy為兩幫圍巖普氏系數(shù),取1.8;h為巷道高度,2.9 m;Φ為巷道圍巖內(nèi)摩擦角,取33°。將數(shù)據(jù)代入式(1),可得巷道兩幫破壞深度為1.64 m。
巷道頂板破壞深度的表達(dá)式為:
式中:b為巷道頂板破壞深度,m;a為巷道兩幫到中心線的距離,取2.25 m;α為巖層傾角,取5°;ky為巷道圍巖穩(wěn)定系數(shù),取0.5;fm為頂板錨固巖層普氏系數(shù),取5。將數(shù)據(jù)代入式(2),可得巷道頂板破壞深度為1.59 m。
(1)錨桿長度的確定
錨桿長度可通過圍巖破壞范圍確定。頂錨桿長度應(yīng)為[4]:
式中:LD為頂錨桿長度,m;L0為錨桿外露長度,取0.15 m。將數(shù)據(jù)代入,可得頂錨桿長度應(yīng)大于1.74 m。幫錨桿長度應(yīng)為:
式中:LB為幫錨桿長度,m。將數(shù)據(jù)代入,可得幫錨桿長度應(yīng)大于1.79 m。
(2)錨桿間排距的確定
根據(jù)錨桿承載能力,可確定錨桿間排距為:
式中:ar為錨桿間排距,m;其余符號(hào)含義與前相同,將數(shù)據(jù)代入,可錨桿間排距應(yīng)小于1.09 m。
(3)錨桿錨固力的確定
錨桿錨固力的取決于圍巖強(qiáng)度,其表達(dá)式為:
式中:Pm為錨桿錨固力,kN;D為錨桿直徑,取0.022 m;fP為巷道錨固段圍巖普氏系數(shù),頂板取5,兩幫取1.8;σt為錨桿的抗拉強(qiáng)度,取400×103kPa。 將數(shù)據(jù)代入式(5),可得頂錨桿的錨固力為107.56 kN,幫錨桿錨固力應(yīng)為65.13 kN。
(4)錨索參數(shù)的確定
錨索長度由四部分組成,其表達(dá)式為:
式中:La為錨固長度,m;Lb為不穩(wěn)的巖層厚度,取頂板破壞高度1.59 m;Lc為上托盤及鎖具的厚度,取0.2 m;Ld為外露長度,取0.35 m。其中,錨固長度La可由下式確定。
式中:n為安全系數(shù),取30;D為錨索直徑,取21.6 mm;f1為錨索抗拉強(qiáng)度,取1860 N/mm2;f2為錨固劑粘合強(qiáng)度,取10 N/mm2。代入式(8)可得錨固長度為3.0 m。因此,錨索長度應(yīng)大于5.35 m,采用6.5 m長的錨索滿足實(shí)際需求。
錨索排距與長度關(guān)系可由式(9)表示。
式中:D為錨索排距,m;代入可得。D≤6500/2=3250 mm
為保障頂板穩(wěn)定,錨索排距為1.6 m滿足實(shí)際需求,每排布置3根,錨索間距為1.6 m,全部垂直頂板布置。
為進(jìn)一步確定錨桿支護(hù)參數(shù),利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,對(duì)不同參數(shù)下巷道圍巖變形量進(jìn)行分析比較,確定最終方案。
根據(jù)礦井實(shí)際地質(zhì)資料,建立數(shù)值模型,模型長為200 m,寬為260 m,高為60 m,四周及底部固定位移,頂部施加均布載荷,模擬上覆巖層重量。初始模型見圖2。
圖2 初始模型
在模型中依據(jù)實(shí)際情況開挖回采巷道和工作面,工作面每次推進(jìn)2 m,共推進(jìn)100 m,記錄此時(shí)不同支護(hù)下巷道的圍巖變形,以確定最為合理的支護(hù)方案。
結(jié)合計(jì)算結(jié)果,分別模擬錨桿長度為1.8 m、2.0 m、2.2 m和2.4 m時(shí)頂板及兩幫位移量,其結(jié)果見圖3。
圖3 不同錨桿長度下巷道圍巖變形
由圖3可以看出,巷道頂板下沉量比兩幫移近量略大,且錨桿長度為1.6 m時(shí),巷道變形最大,隨著錨桿長度的增加,巷道變形量逐漸減小,但是,減小的幅度逐漸降低,錨桿長度增至1.8 m時(shí),隨著長度的繼續(xù)增加,巷道兩幫移近量基本保持不變,錨桿長度增至2.2 m時(shí),隨著長度的繼續(xù)增加,巷道頂板下沉量也趨于穩(wěn)定。因此,可知頂板錨桿長度為2.2 m、兩幫錨桿長度為1.8 m時(shí),支護(hù)效果均達(dá)到最好。
結(jié)合前面的計(jì)算結(jié)果,分別模擬錨桿間排距為1.0 m×1.0 m、0.9 m×1.0 m、0.85 m×1.0 m和0.8 m×1.0 m時(shí)巷道圍巖的變形情況,其模擬結(jié)果見圖4。
圖4 不同錨桿間距下巷道圍巖變形
由圖4可以看出,當(dāng)錨桿間排距為1.0 m×1.0 m時(shí),巷道頂板下沉量和兩幫移近量均達(dá)到最大,隨著錨桿間距的減小。巷道圍巖變形逐漸降低,當(dāng)錨桿間排距為0.85 m×1.0 m時(shí),頂板下沉量趨于穩(wěn)定,隨間距繼續(xù)降低,頂板下沉量不再明顯變化,而兩幫移近量在間排距為0.8 m×1.0 m時(shí),采達(dá)到最小,因此,可以確定巷道頂板錨桿間排距為0.85 m×1.0 m時(shí)效果最好,兩幫錨桿間排距為0.8 m×1.0 m時(shí)效果最好,即采用工程類比法所得支護(hù)方案可以滿足實(shí)際需求。
巷道支護(hù)斷面見圖5。
圖5 巷道支護(hù)斷面
根據(jù)宜興煤業(yè)1206工作面實(shí)際地質(zhì)資料,利用工程類比法,提出工作面材料巷的支護(hù)方案,然后利用理論分析和數(shù)值模擬進(jìn)行驗(yàn)證,認(rèn)為工程類比法所得方案可以滿足實(shí)際生產(chǎn)需求,為工作面的安全生產(chǎn)提供有力保障。