汪占領(lǐng)，井慶賀，石 蒙，張洪清，張旭光，李壽君

(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；3.扎賚諾爾煤業(yè)有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 滿洲里 021410)

0 引 言

隨著采掘技術(shù)和設(shè)備制造水平提升，特厚煤層的開采方法也由原來的分層開采、綜采放頂煤開采向大采高綜采轉(zhuǎn)變，由于采高增大，回采巷道多為托頂煤巷道，且受設(shè)備尺寸制約，巷道斷面增大，受采動影響后巷道變形嚴(yán)重，影響礦井的正常生產(chǎn)。國內(nèi)已經(jīng)有不少學(xué)者關(guān)注到此類問題并展開研究，部分學(xué)者[1-6]在理論研究、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實踐的基礎(chǔ)上提出了高預(yù)應(yīng)力支護(hù)理念，并在多個礦區(qū)成功應(yīng)用，取得了很好的支護(hù)效果；張日林等[7]針對王莊煤礦7105運輸巷大斷面托頂煤巷道采用數(shù)值模擬等手段進(jìn)行了支護(hù)參數(shù)優(yōu)化研究，得出了合理的支護(hù)參數(shù)，并采用井下監(jiān)測的方式對支護(hù)效果進(jìn)行了驗證；白蘭永[8]利用RFPA2D分析軟件模擬某煤礦1192工作面層狀巖體的變形、破壞過程，給出了托頂煤巷道的支護(hù)方案。綜上分析可以看出，對托頂煤巷道錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)的研究主要通過錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)或超前支護(hù)對圍巖變形的控制作用進(jìn)行研究，關(guān)于錨桿與錨索及配套構(gòu)件對托頂煤巷道圍巖受力狀態(tài)改變的研究相對較少。

扎賚諾爾礦區(qū)靈東煤礦Ⅱ3煤層厚度約25 m，計劃采用分層大采高開采，因頂煤較厚，錨桿和錨索不能錨固在較深的穩(wěn)定巖層，采用傳統(tǒng)的巷道支護(hù)技術(shù)不能有效控制巷道大變形，本文針對扎賚諾爾礦區(qū)靈東煤礦Ⅱ3煤層分層大采高綜采首采面大斷面托頂煤巷道開展高預(yù)應(yīng)力支護(hù)機(jī)理及應(yīng)用研究。

1 工程地質(zhì)條件

靈東煤礦Ⅱ3煤層分布于扎賚諾爾礦區(qū)全區(qū)，屬全區(qū)可采煤層，試驗巷道附近煤層埋深480 m左右。 煤層厚度25.95 m。煤層頂板分別為厚度0.5 m的泥巖、厚度1.5 m的粉砂質(zhì)泥巖(打鉆困難，有淋水)和厚度7.6 m的粉砂巖；煤層底板為厚度0.5 m的炭質(zhì)泥巖和厚度0.8 m的泥巖(圖1)。煤體強(qiáng)度集中在12～15 MPa之間。 按礦井Ⅱ3煤層開采方案，Ⅱ3煤層分兩層開采，其中上分層工作面采高5.5 m，為了避免錨索孔伸入頂板泥巖及鉆孔出水，回采巷道頂板留厚度4 m的頂煤，位置關(guān)系如圖2所示。

首采工作面回風(fēng)順槽斷面為矩形，寬度5.4 m，高度4.2 m；順槽掘進(jìn)時留有厚度4 m的頂煤。 巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試結(jié)果顯示，礦井地應(yīng)力場類型為σHVh型，即σH>σV>σh。 其中，σH=10.52 MPa，σV=7.8 MPa，σh=5.46 MPa。從地應(yīng)力量值上看，巷道圍巖處于中等偏低應(yīng)力場，最大水平主應(yīng)力方向為N56.1°E方向，與巷道軸向夾角在45°左右。

2 軟弱圍巖控制機(jī)理分析

2.1 頂板圍巖強(qiáng)度特征

圖1 試驗巷道附近鉆孔柱狀(部分)

圖2 上分層大采高工作面位置關(guān)系剖面圖

圖3 巷幫煤體強(qiáng)度曲線

圖4 頂板煤巖強(qiáng)度曲線

為了詳細(xì)了解Ⅱ3煤層不同層位強(qiáng)度分布特征，采用鉆孔觸探法進(jìn)行了原位強(qiáng)度測試(圖3和圖4)，并采集試樣在實驗室進(jìn)行力學(xué)性質(zhì)測試(表1)。從測試結(jié)果來看，原位測試結(jié)果與實驗室測試結(jié)果一致性較好，幫部煤體強(qiáng)度在12.89～16.57 MPa之間，平均為14.64 MPa，頂煤強(qiáng)度在13.79～17.86 MPa之間，平均為15.47 MPa，煤體強(qiáng)度總體不高，淺部煤體強(qiáng)度下降明顯。

表1 Ⅱ3煤層試樣力學(xué)性質(zhì)測試結(jié)果

2.2 護(hù)表構(gòu)件對圍巖的控制作用

為全面分析錨桿護(hù)表構(gòu)件對托頂煤巷道控制效果的影響，本文采用FLAC3D軟件模擬分析相同預(yù)緊力下不同護(hù)表構(gòu)件支護(hù)巷道圍巖應(yīng)力分布特征，本次模擬不考慮原巖應(yīng)力。 模型采用莫爾-庫侖本構(gòu)模型，根據(jù)實驗室測試結(jié)果，頂煤物理力學(xué)參數(shù)為密度1 500 kg/m3，黏聚力2.14 MPa，內(nèi)摩擦角37.4°，其他參數(shù)見表1。

按兩個方案進(jìn)行模擬(表2)，模擬方案中錨桿預(yù)緊力均為50 kN，錨索預(yù)緊力均為150 kN，錨桿托板尺寸為150 mm×150 mm×10 mm和250 mm×250 mm×10 mm兩種，錨索托板尺寸為300 mm×300 mm×14 mm。

表2 模擬方案

圖5 不同護(hù)表構(gòu)件下頂煤應(yīng)力分布

不同護(hù)表構(gòu)件下頂煤表面應(yīng)力分布如圖5所示。錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm時，在頂煤表面形成的壓應(yīng)力區(qū)彼此獨立，相互不連接，錨索形成的壓應(yīng)力區(qū)與附近錨桿形成的壓應(yīng)力區(qū)能產(chǎn)生一定的疊加效應(yīng)，但無法擴(kuò)散到整個頂部煤體范圍。錨桿托板變?yōu)?50 mm×250 mm×10 mm時，各錨桿所形成的壓應(yīng)力區(qū)呈方圓形分布，且往四周方向上明顯擴(kuò)大，彼此產(chǎn)生連接，與錨索形成的壓應(yīng)力區(qū)產(chǎn)生一定的疊加效應(yīng)。總體來看，通過增加面積較大的護(hù)表構(gòu)件可有效增大預(yù)應(yīng)力在頂煤中的擴(kuò)散范圍，降低了錨桿之間頂煤拉伸破壞的可能性，頂煤的穩(wěn)定性和受力狀態(tài)明顯改善。

3 井下試驗與效果檢驗

針對巷道為托頂煤巷道，頂煤強(qiáng)度偏低的圍巖特點，采用提高預(yù)應(yīng)力和增大護(hù)表構(gòu)件的思路進(jìn)行支護(hù)，并進(jìn)行了效果檢驗。

3.1 支護(hù)方案

靈東煤礦Ⅱ3煤層首采面回風(fēng)順槽為矩形斷面，掘?qū)?.4 m，掘高4.2 m。 順槽掘進(jìn)時留有厚度4 m的頂煤。 根據(jù)地質(zhì)條件，結(jié)合模擬分析結(jié)果，確定支護(hù)方案為：錨桿采用Φ20 mm×2 400 mm的左旋細(xì)牙全螺紋錨桿，桿體屈服強(qiáng)度500 MPa，頂板錨桿間排距均為1 000 mm，幫錨桿間距900 mm，排距1 000 mm，樹脂加長錨固，預(yù)緊扭矩不低于400 N·m，錨桿托板規(guī)格為250 mm×250 mm×10 mm，拱高不低于34 mm，配調(diào)心球墊和減阻尼龍墊圈。頂板網(wǎng)片采用鋼筋網(wǎng)，兩幫采用菱形金屬網(wǎng)。錨索規(guī)格為Φ17.8 mm×4 300 mm，間排距均為2 000 mm，錨索托板為300 mm×300 mm×14 mm拱型托板，錨索預(yù)緊力達(dá)到150 kN。具體支護(hù)參數(shù)見圖6。

圖6 靈東煤礦Ⅱ3煤層首采面回風(fēng)順槽支護(hù)布置圖

3.2 支護(hù)效果檢驗

從井下監(jiān)測數(shù)據(jù)來看，支護(hù)效果改善非常明顯，原粗牙全螺紋錨桿400 N·m扭矩轉(zhuǎn)化為預(yù)緊力只有22.70 kN，采用細(xì)牙全螺紋錨桿同樣扭矩下預(yù)緊力可增加1倍左右，達(dá)到45.90 kN，錨桿的主動支護(hù)作用明顯增大；從表面位移變化趨勢來看(圖7)，兩幫移近量在100 mm左右，頂板下沉量在70 mm左右，巷道圍巖變形降低幅度非常顯著。從窺視結(jié)果看(圖8)，頂煤錨桿索錨固范圍內(nèi)0～0.6 m淺部煤體裂隙較發(fā)育，深部煤體完整，說明較大的護(hù)表構(gòu)件把施加的預(yù)緊力有效的傳遞到了頂板煤體中，使頂板煤體保持完整。

表3 不同錨桿扭矩轉(zhuǎn)化對比

圖7 巷道表面位移變化曲線

圖8 試驗段頂煤錨固范圍窺視結(jié)果

4 結(jié) 論

1) 靈東煤礦Ⅱ3煤層首采工作面托頂煤巷道，頂煤強(qiáng)度偏低，自穩(wěn)性差，托頂煤支護(hù)難度很大。

2) 通過增加面積較大的護(hù)表構(gòu)件可有效增大預(yù)應(yīng)力在頂煤中的擴(kuò)散范圍，降低了錨桿之間頂煤拉伸破壞的可能性，頂煤的穩(wěn)定性和受力狀態(tài)明顯改善。

3) 井下試驗表明，采用細(xì)牙全螺紋錨桿同樣扭矩下預(yù)緊力可增加1倍左右，配合250 mm×250 mm×10 mm的大托板，對軟弱圍巖的托頂煤巷道有非常好的控制作用，巷道圍巖變形降低幅度非常顯著，巷道支護(hù)狀況明顯改善。