李 崗 李 凡
(陜西彬長小莊礦業(yè)有限公司,陜西 咸陽 713500)
目前,沖擊危險(xiǎn)性巷道圍巖控制十分困難[1]。由于沖擊礦壓的產(chǎn)生無法準(zhǔn)確預(yù)測,且引發(fā)沖擊礦壓的因素多種多樣,針對(duì)工作面巷道情況設(shè)計(jì)相應(yīng)的巷道圍巖控制方案[2]非常重要。以小莊煤礦40309 工作面巷道為工程背景,針對(duì)沖擊危險(xiǎn)性巷道失穩(wěn)機(jī)理設(shè)計(jì)相應(yīng)的巷道圍巖控制方案。
40309工作面位于三盤區(qū),埋深范圍531~731 m,設(shè)計(jì)開采4 號(hào)煤層,煤層賦存連續(xù)完整,掘進(jìn)過程中未發(fā)現(xiàn)大型斷裂構(gòu)造。煤層厚度19~28 m,煤層傾角0°~5°,煤層層位及結(jié)構(gòu)簡單穩(wěn)定。綜合指數(shù)法得到工作面沖擊危險(xiǎn)綜合指數(shù)為0.571,判定40309 工作面沖擊危險(xiǎn)等級(jí)為中等,回采期間具有沖擊礦壓危險(xiǎn)。40309 工作面巷道頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)見表1。
表1 巷道頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)
40309 工作面巷道頂?shù)装宸€(wěn)定性較差,巷道圍巖易產(chǎn)生變形破壞,且工作面具有沖擊危險(xiǎn)性,使得巷道圍巖控制尤為困難。
隨著工作面的回采,工作面采空區(qū)不斷擴(kuò)大,采空區(qū)上覆巖層所承受的垂直地應(yīng)力傳遞至工作面周圍煤巖體,在工作面前方出現(xiàn)應(yīng)力集中,前方煤巖體所需支承的應(yīng)力大大增加,加劇了巷道變形,使得巷道圍巖破壞嚴(yán)重。圖1 為工作面巷道應(yīng)力分布圖。
圖1 工作面受力示意圖
由圖1 可知,在未開采前,工作面巷道上部承受均布應(yīng)力σy作用,此時(shí)煤層整體受力均勻;隨著采空區(qū)擴(kuò)大,煤巖體由三向受力變?yōu)殡p向受力,圍巖應(yīng)力重新分布,受垂直方向的不均應(yīng)力σy作用,不均垂直應(yīng)力相互疊加。
在工作面開采過程中,工作面煤巖體原有的應(yīng)力平衡被打破,工作面上覆巖層受力發(fā)生變化,在工作面前方發(fā)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,載荷傳遞至底板,加劇巷道底板破壞。當(dāng)巷道底板破壞深度較大時(shí)[3],巷道底板極易受采動(dòng)影響形成的高集中靜載和劇烈動(dòng)載疊加擾動(dòng)影響而誘發(fā)底鼓等現(xiàn)象。工作面巷道受力示意圖如圖2。
圖2 工作面巷道受力示意圖
由圖2 可知,工作面巷道圍巖受重新分布的不均載荷影響,產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,高應(yīng)力集中區(qū)域的應(yīng)力沿巷道煤幫傳遞至巷道底板,巷道底板受彎矩M 以及上覆不均載荷σy共同作用,巷道底板煤巖體大范圍處于塑性破壞狀態(tài)[4]。隨工作面開采,受開采擾動(dòng)影響,已處于塑性破壞狀態(tài)的巷道底板煤巖體瞬間滑移涌入巷道自由空間內(nèi),進(jìn)而造成巷道底鼓等現(xiàn)象。
沖擊荷載作用于工作面巷道的范圍較大,傳遞的沖擊動(dòng)能加劇巷道圍巖變形破壞。工作面圍巖受力示意圖如圖3。
圖3 工作面圍巖受力示意圖
由圖3 可知,在巷道開挖后,圍巖應(yīng)力重新分布,受垂直方向的應(yīng)力σy與水平方向的應(yīng)力σx作用,煤巖體由三向受力變?yōu)殡p向受力,沖擊載荷與垂直應(yīng)力相互疊加形成應(yīng)力峰值σmax[5]。從應(yīng)力峰值σmax的分布可以看出沖擊動(dòng)載荷對(duì)工作面巷道的作用范圍較大,對(duì)工作面巷道整體的穩(wěn)定性產(chǎn)生不良影響,進(jìn)一步加劇巷道圍巖變形破壞。因此,結(jié)合工作面具體情況選擇安全合理的巷道圍巖控制方案至關(guān)重要。
(1)巷道圍巖控制方式
為降低沖擊礦壓影響,從防治沖擊礦壓與控制巷道圍巖穩(wěn)定性的角度對(duì)巷道進(jìn)行支護(hù)。在順槽掘進(jìn)期間采用錨桿錨索支護(hù);在回采時(shí),運(yùn)輸順槽采用端頭液壓支架和超前液壓支架及單體液壓支柱配合進(jìn)行支護(hù),回風(fēng)順槽采用防沖超前液壓支架對(duì)工作面巷道圍巖進(jìn)行控制。
(2)錨桿錨索支護(hù)參數(shù)計(jì)算
采用直徑為22 mm、長2500 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和直徑為21.8 mm、長7100 mm 的錨索對(duì)順槽進(jìn)行支護(hù)。錨桿錨索間排距計(jì)算如式(1)、式(2)。
式中:a為錨桿間排距,m;Q為錨桿錨固力,118 kN;k為安全系數(shù),2;γ為上覆巖層平均容重,25 kN /m3;L為錨桿長度,2500 mm;Sa為錨索間排距,m;Rt為錨索的極限破斷力,380 kN;Lb為直接頂平均厚度,5.8 m。計(jì)算得錨桿間排距應(yīng)<0.971 m,錨索間排距應(yīng)<1.61 m;確定頂部錨桿間排距為700 mm×800 mm,幫部錨桿間排距為750 mm×800 mm,錨索間排距1400 mm×1600 mm。
(3)超前支架強(qiáng)度計(jì)算
支架強(qiáng)度計(jì)算公式如式(3)。
式中:h為采高,3.8 m;y0為直接頂巖層容重,25 kN/m3;y1為基本頂及其上覆巖層的平均容重,23 kN/m3;h0為直接頂巖層平均厚度,6.5 m;∑h1為基本頂及上覆巖層的平均厚度,3.88 m;l1為基本頂斷裂步距,20 m;k1為矸石支撐系數(shù),1.43;m1為工作面的最小控頂距,5.32 m。代入計(jì)算得回采巷道超前支護(hù)強(qiáng)度應(yīng)大于0.307 3 MPa,選取的運(yùn)順超前支架ZQL2×6000/23/45 支護(hù)強(qiáng)度為0.42 MPa,回順超前防沖支架ZQL2×3200/19/38 支護(hù)強(qiáng)度為0.47 MPa,皆滿足強(qiáng)度要求。
(4)巷道圍巖控制方案
順槽掘進(jìn)期間采用直徑22 mm、長度2500 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和直徑21.8 mm、長度為7100 mm 的錨索對(duì)順槽進(jìn)行支護(hù)。頂部錨桿間排距為700 mm×800 mm,幫部錨桿間排距750 mm×800 mm,錨索間排距為1400 mm×1600 mm 如圖4。
圖4 順槽支護(hù)截面圖
在回采期間,運(yùn)輸順槽采用端頭支架和超前支架及單體液壓支柱對(duì)圍巖進(jìn)行控制,回風(fēng)順槽采用防沖超前支架對(duì)圍巖進(jìn)行控制。運(yùn)輸順槽采用端頭支架ZFT32000/21/42、超前支架ZQL2×6000/23/45及“單體液壓支柱+鉸接梁”對(duì)圍巖進(jìn)行控制;回風(fēng)順槽超前支護(hù)150 m,采用超前液壓防沖支架ZQL2×3200/19/38 支護(hù)137 m,“液壓單體+鉸接頂梁”超前單體支護(hù)13 m。
為監(jiān)測巷道支護(hù)方案的效果,采用“十字”測點(diǎn)法對(duì)巷道圍巖變形進(jìn)行觀測。在距工作面50 m處的回風(fēng)順槽中布置一組由3 個(gè)測點(diǎn)組成的檢查點(diǎn)(3 個(gè)測點(diǎn)分別位于巷道頂板中線、左右兩幫距底板1.5 m 處),觀測回采期間回風(fēng)順槽兩幫移進(jìn)量及頂板下沉值?;仫L(fēng)順槽圍巖變形值如圖5。
圖5 回風(fēng)順槽圍巖變形圖
由圖5 可知,回風(fēng)順槽圍巖變形值在距離工作面25 m 后逐漸平緩,說明設(shè)計(jì)的支護(hù)方案將沖擊礦壓對(duì)工作面巷道的不良影響控制在較小的范圍內(nèi),有效減小并分散沖擊動(dòng)能對(duì)工作面巷道的破壞;頂板最大下沉量90 mm,兩幫最大移進(jìn)量80 mm,頂板下沉值與兩幫移進(jìn)量皆在100 mm 以內(nèi)。
(1)影響沖擊危險(xiǎn)性巷道圍巖穩(wěn)定性的主要因素是沖擊礦壓產(chǎn)生的沖擊載荷。
(2)針對(duì)巷道圍巖失穩(wěn)原因選取的支護(hù)方案可以有效控制沖擊危險(xiǎn)性巷道圍巖變形,圍巖控制方案在工作面回采過程中將回風(fēng)順槽頂板與兩幫變形量控制在100 mm 以內(nèi)。