薄勇吉,孔軍峰(.西山煤電集團 杜兒坪礦,山西 太原 0300;.中國礦業大學(北京) 資源與安全工程學院,北京 00083)
隨著國家經濟發展對煤炭資源需求的快速增長,采礦工業在國內有著不可或缺的地位,我國煤礦開采逐漸進入機械化、煤層埋藏深的階段,開采難度也逐漸加大,在采掘影響下巷道所面臨的圍巖變形大的問題擺在了面前。在以變形壓力為主的巷道圍巖中,為了適應巷道復雜的圍巖應力和變形的特征,研究支護的合理性能和結構形式,既能有效地抑制圍巖變形,又能與圍巖共同作用下形成結構,減少支架損壞和改善巷道維護。
在不同的礦井中,多為矩形及拱形巷道斷面,對傾斜頂板異形巷道斷面的研究相對較少。同樣的巷道寬度,異形巷道頂板暴露長度比矩形巷道大許多,頂板傾斜角度大時,頂板巖層自重應力和離層阻力有一定角度,頂板巖層支護結構還會產生一定下滑力[1],因此形成這種頂板及兩幫非對稱破壞特征。本文對此斜頂異形巷道圍巖變形機理進行分析,為具有相似地質條件的巷道提供一個重要的借鑒價值。
某礦051508工作面位于五采區南翼四區段,東邊為實體煤(與F2斷層距離大于60 m);西邊與051506機巷留設20 m保護煤柱;南邊與五更山W1814工作面停采線相距10 m;北邊與+990 m南翼石門相距50 m,工作面布置示意圖見圖1. 根據地質勘探資料可知,該煤巷所屬采區范圍內地質條件較簡單,所采煤層十五煤為主要可采煤層之一,煤層厚度1.32~5.2 m,平均厚度3.18 m,平均傾角13°,十五煤偽頂為泥巖,厚度0.2 m,頂部見極細煤線;直接頂為粉砂巖,厚度1.72 m;老頂為中砂巖和細砂巖,中砂巖,厚度12.41 m,細砂巖,厚度4.75 m;直接底為粉砂巖和煤線,粉砂巖,厚度1.31 m,夾煤線;老底為細砂巖,厚度3.92 m.

圖1 051508工作面位置示意圖
十五煤整體是一個單斜構造,平均傾向116°,平均傾角13°.巷道采用沿頂板掘進形式,因而051508機軌合一巷道設計為異矩形巷道,巷道設計寬度為4 800 mm,上幫高3 320 mm,下幫高2 300 mm,中高2 810 mm,采用為錨桿、鋼筋網、鋼帶、錨索聯合支護,機巷兩側為實體煤,幾乎不受上區段采空區疊加應力影響,在此支護形式下,巷道頂板及兩幫破碎并不嚴重,能滿足基本的行人、運輸和通風等。為實現礦井安全快速成巷,將原有方案簡化,以加快掘支成巷速度。具體支護方案見圖2.

圖2 051508機巷原有支護方案示意圖
1) 頂板支護。
a) 錨桿規格參數。
錨桿規格:d20 mm×2 500 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。錨桿布置:間排距770 mm×900 mm,每排布置7根,靠煤柱幫側的角錨桿與上幫的距離為144 mm,靠下幫側的角錨桿與下幫的距離為143 mm. 錨桿角度:靠近兩幫處錨桿與頂板呈60°,其余錨桿垂直頂板布置。
b) 單體錨索規格參數。
錨索規格:選用d17.8 mm×7 000 mm單體錨索。單體錨索布置:采用兩根/排布置方式時,間排距為1 800 mm×2 700 mm. 錨索角度:兩根錨索均垂直頂板布置。
2) 上幫支護。
錨桿型號:選用d18 mm×2 000 mm鋼筋錨桿。錨桿布置:一排布置2根錨桿,錨桿間排距1 000 mm×900 mm,上部錨桿距頂板400 mm. 錨桿角度:錨桿垂直巷幫布置。
3) 下幫支護。
錨桿型號:選用d18 mm×2 000 mm鋼筋錨桿。錨桿布置:一排布置3根錨桿,錨桿間排距1 000 mm×900 mm,上部錨桿距頂板400 mm. 錨桿角度:錨桿垂直巷幫布置。
根據斜頂巷道斷面及其圍巖賦存特征,為更直接地揭示巷道在受非均布載荷情況下圍巖破壞特征,并據此確定合理優化支護偏重點和巷道支護形式,建立傾斜頂板巷道圍巖非均布載荷的結構力學模型(圖3),得出傾斜疊合巖板梁下的應力及兩幫側頂板懸露跨度公式:

圖3 巷道頂板圍巖受力分析圖
(1)
(2)
L1=asin(45°-φ)/sin(45°+γ+φ)
(3)
L2=bsin(45°-φ)/sin(45°-γ+φ)
(4)
式中:
Li—機巷兩幫失穩所增加的頂板實際懸露跨度值,m;
L1—巷道下幫側頂板懸露跨度,m;
L2—巷道上幫側頂板懸露跨度,m;
q(x)—巷道頂板受到上覆巖層的非均布載荷,MPa;
H—直接頂的計算寬度,m;
2l—煤巷的寬度,m;
Hi—巷道中心線位置的高度,m;
γ—巷道的頂板傾角,(°);
φ—煤層的內摩擦角,m;
a—巷道下幫高度,m.
b—巷道上幫高度。
由(1)式可知,當巷道煤幫軟弱失穩時,頂板的實際懸露長度加大,而實際懸露長度的增加帶來的不僅是支護難度的增加,更會導致頂板巖梁拉應力急劇增加。這亦解釋了兩幫失穩時,會加劇頂板的破壞程度。因此,巷道圍巖控制應加強對兩幫的控制。此外,Li表明傾斜頂板巷道兩側增加的懸露長度不同,在支護設計時應充分考慮。由(3)(4)式可知,a為下幫高度要小于上幫高度b,且正弦值sin(45°-γ+φ)小于sin(45°+γ+φ),可以得出上幫側頂板所需要的控制懸露跨度L2明顯大于下幫側頂板控制懸露跨度L1,頂板兩側形成顯著的不對稱性分布。
通過對051508機巷圍巖體力學模型分析計算,得出巷道的兩幫及頂板承載力呈現非對稱性分布,因而構成了支護結構的非對稱形式。參照以往煤巷開掘的支護方案和經驗,采用煤巷錨桿索聯合支護技術,基于此特殊巷道斷面特征圍巖應力分布情況,總結出以下3點優化方向:
1) 頂板錨桿支護:頂板錨桿通過自身錨固力將淺部圍巖有機結合形成結構,增加了各分層之間的正向應力和摩擦力,減弱了傾斜頂板所引起的巖層沿層理面滑移,而由頂板兩幫側懸露跨度可以看出,上幫側的控頂范圍明顯大于下幫,且煤層傾角越大,兩者差異越明顯。因此將頂板兩側錨桿和兩幫上側錨桿角度適當偏移可有效降低兩側應力集中范圍,增大錨桿所提供的水平應力,有利于巷道頂板的穩定性。
2) 加固底角關鍵部位:通常情況下,底板并不支護,造成兩幫及底角破碎區、塑性區很大,大范圍的破碎區圍巖發生碎漲變形,兩幫變形和底鼓十分嚴重[2]. 在原有支護形式下,幫錨桿垂直于兩幫,不能對底角進行保護,使巷道底角出現大變形,因而可能導致幫部軟弱失穩影響巷道圍巖承載能力不足,進而導致巷道施工困難及后期加強支護成本增大等問題。
3) 錨桿索間排距:錨桿索間排距是維護頂板大結構穩定的重要因素,錨桿通過錨入圍巖體內的有效長度將圍巖錨固在一起,改善了圍巖力學狀態,合理的錨桿索間排距不僅能實現維護巷道頂板圍巖穩定而且又能節省材料,增加經濟效益。
051508機巷兩側可認定為實體煤,其計算模型選取工作面長度方向為x軸,垂直工作面長度方向為y軸,鉛垂向上方向為z軸。考慮到巷道變形的影響范圍,為說明規律且更為直接地展現圍巖變形情況,在x軸方向上,從巷道中心線向左側取25 m,右側取25 m. 在y軸方向上,沿工作面長度方向上取50 m,在z軸方向上,巷道上幫高4.5 m,下幫高3.5 m.計算模型的尺寸為50 m×50 m×41 m,巷道圍巖本構關系采用摩爾-庫侖模型。巷道埋深設為355 m,應力為均布載荷q=8.875 MPa,側壓系數為1.2. 通過參照趙毅鑫[3]等的研究,得到煤巖體力學參數,將研究模型中煤、巖體的力學參數設置,見表1.

表1 煤巖層巖石力學參數表
1) 頂板錨桿索長度。
頂板錨桿索長度是維護巷道頂板大結構穩定的重要因素,特別是巷道還要經受本工作面采動的影響,錨桿與淺部圍巖形成“小結構”,其與深部圍巖耦合作用對上覆巖層形成承載力[4]. 當巷道受到因工作面采動產生的支承壓力影響時,巷道淺部圍巖的破壞范圍變大,巷道周圍塑性區范圍增大,錨桿可以與淺部圍巖形成耦合結構,有效地維護了頂板穩定性,錨索直接錨入堅硬的老頂內,使淺部較為破碎巖體與深部老頂有機地懸吊在一起,降低了頂板階梯性下沉及局部冒落嚴重的程度。通過數值計算,研究頂板錨桿長度(孔深度)分別為2.3 m、2.4 m和2.5 m時巷道圍巖塑性區,得出錨桿的最佳長度,以及模擬錨索長度為6 m、6.5 m、7 m時巷道的穩定性,通過對比分析,得出錨索長度的最優值,不同錨桿索長度影響下圍巖塑性區分布見圖4,5.

圖4 巷道不同長度頂板錨桿塑性區分布圖

圖5 頂板不同錨索長度塑性區分布圖
由塑性范圍大小可以看出:錨桿索長度越長,圍巖塑性區越小,2.4 m錨桿與原有支護形式2.5 m錨桿影響范圍幾乎相同,2.3 m錨桿影響下,圍巖整體破壞明顯加重,因此,優化方案中2.4 m錨桿更為合理。同樣,錨索在6.5 m時能與堅硬老頂連接形成懸吊作用,塑性范圍并不大,6.5 m錨索能安全有效地簡化了原有支護形式。
2) 兩側頂板錨桿角度。
通過理論分析可以看出,斜頂巷道頂板存在明顯的非對稱性,下幫頂板側相比上幫側所受應力較小,可通過模擬適當調整角度對支護方式進行優化。本次模擬分別對下幫錨桿角度為20°、25°和30°的支護方案進行數值模擬計算,對上幫錨桿角度為25°、30°和35°的支護方案進行模擬,以探究錨桿角度對巷道兩幫頂角穩定性的影響,進而確定合理的錨桿角度,兩側頂板錨桿不同偏移角度下圍巖塑性區分布圖分別見圖6,7.

圖6 頂板下幫側錨桿不同偏移角度塑性區分布圖

圖7 頂板上幫不同錨桿偏移角度塑性區分布圖
改變兩側頂板的錨桿偏移角度直接影響兩幫及頂板兩側的塑性破壞范圍,合理的偏移角度能改善圍巖應力環境抑制幫、角的破壞。由理論分析下得到的頂板兩側的實際懸露面積不同導致頂板的非對稱破壞,從圖6,7可以看出,下幫側錨桿偏移角度為20°時頂板塑性區最小,且下幫圍巖塑性區在錨固控制范圍之內,因此下幫側頂板錨桿偏移20°時最為合理。同樣發現頂板上幫側錨桿偏移30°時上幫和頂板塑性區均處于錨固范圍之內,因此從安全的角度出發滿足優化的實際需求。
3) 上下煤幫錨桿角度。
上下煤幫采用螺紋鋼錨桿支護,由于巷幫高度不同圍巖形成顯著的非對稱性破壞,為了得到煤幫錨桿最佳安設角度,數值模擬分析上下煤幫支護角錨桿分別為向外側偏移0°、10°和20°時巷道的穩定性,通過分析比較,得出上下煤幫最佳偏移角度,塑性區分布見圖8.

圖8 兩幫外側錨桿不同偏移角度塑性區分布圖
幫部錨桿將圍巖有效地穩固在一起,形成一個整體錨固帶,如若不對角錨桿進行偏移,則使兩幫頂底角存在一定范圍的“失控區”,造成兩幫頂角的片幫或煤體切落,但如若偏移角度過大,同樣會影響兩幫的控制范圍,造成上幫圍巖完整性惡化,從圖8可以看出,兩幫錨桿偏移10°時,失控范圍最小,兩幫及頂板的塑性破壞區最小,因此從塑性區范圍上看,兩幫錨桿偏移10°最為合理。
4) 安設錨桿索排距。
根據該礦原有設計支護方案,每排錨桿間距為900 mm,每三排錨桿安設一排單體錨索,即錨索排距為2 700 mm,由于在原有支護條件下礦壓顯現并不明顯,應該礦要求,在保證施工安全的前提下對支護密度進行優化,同樣按三排錨桿安設一排錨索的支護形式,數值模擬分析錨桿排距為900 mm、950 mm、1 000 mm時巷道穩定性,通過分析比較得出最佳錨桿索排距,破壞區分布見圖9.

圖9 巷道不同錨桿索排距影響下塑性區分布圖
顯然一定程度上錨桿索的間排距與圍巖塑性范圍呈正比,排距越大,圍巖穩定性越差,錨桿的效果越不明顯,可能引起頂板嚴重下沉,水平擠壓錯動變形及肩角部位頂板嵌入、錯位和臺階性下沉等非對稱變形破壞[5],從圖9可以看出,當錨桿排距為0.95 m時,頂底板及幫部塑性范圍與原有支護下大致相同,能滿足基本的礦井運輸、行人等功能,當錨桿排距為1.0 m時,其巷道圍巖的穩定性降低,超出錨固控制范圍,不利于錨桿與圍巖形成小結構承受上覆巖層自重力。因此,優化方案定為錨桿排距為0.95 m,錨索排距為2.85 m更為合理。
為提高材料利用率,實現快速掘進巷道,優化方案優先采用該礦原有的支護材料,即錨桿、鋼筋網、鋼帶、錨索聯合支護,具體支護形式見圖10.

圖10 051508機巷不對稱支護優化方案圖
1) 頂板支護。
a) 錨桿規格參數。
錨桿規格:d20 mm×2 400 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿。錨桿角度:靠近上幫處頂角錨桿與頂板呈70°,靠近下幫處頂角錨桿與頂板呈60°,其余錨桿垂直頂板布置。
b) 單體錨索規格參數。
錨索規格:選用d17.8 mm×6 500 mm單體錨索。 單體錨索布置:單體錨索采用兩根/排布置方式時,間排距為1 600 mm×2 850 mm,鉆孔深度6 250 mm. 錨索角度:兩根錨索均垂直頂板布置。
2) 上幫支護。
錨桿布置:一排布置3根錨桿,錨桿間排距1 000 mm×950 mm,上部錨桿距頂板400 mm. 錨桿角度:頂板處錨桿向上傾斜10°,底板處錨桿向下傾斜10°,其余垂直布置。
3) 下幫支護。
錨桿布置:一排布置2根錨桿,錨桿間排距1 000 mm×950 mm,上部錨桿距頂板400 mm. 錨桿角度:頂板處錨桿向上傾斜10°,底板處錨桿向下傾斜10°,其余垂直布置。
1) 在觀測的近兩個月中,巷道斷面收斂率與原有支護下基本一致,兩幫移近量最大不超過220 mm,頂板下沉量最大不超過200 mm,能滿足巷道行人運輸需求,巷道圍巖控制效果較好。
2) 頂底板及兩幫移近量大小幾乎相同,兩幫受到構造應力的水平錯動影響,其移近量始終比頂底板位移略大,經過25天趨于穩定。
3) 頂板離層監測結果表明,頂部松動離層值很小,頂板處于穩定狀態。
4) 錨桿錨固力和預緊力矩檢測結果表明合格率高,051508機軌合一巷采用錨桿索支護的施工質量好、支護系統工作可靠。
1) 傾斜煤層巷道的上幫煤體破碎相對嚴重,頂板上幫側圍巖強度相對下幫側較低,圍巖完整性相對較差,建立力學模型分析出上幫側頂板控制懸頂面積明顯大于下幫,因此需承受更大范圍的圍巖應力。通過對現場調研及理論分析結果,提出優化方案和著重支護范圍。
2) 采用FLAC3D對不同支護參數進行數值模擬,得出在新的支護參數下巷道變形和塑性破壞區云圖,經過分析完全滿足支護要求,證明了計算模型的可靠性和支護參數的可行性。
3) 在支護方案實施后,對巷道進行了近2個月的巷道頂板位移、頂板離層等項目監測,監測結果與理論計算和數值模擬結果基本一致,驗證了提出的傾斜煤層巷道錨桿(索)支護計算模型的正確性和適用性。
[1] 何富連,張亮杰,來永輝,等.梯形巷道支護結構耦合控制與穩定性分析[J].煤炭安全,2016,47(6):230-236.
[2] 柏建彪,侯朝炯.深部巷道圍巖控制原理與應用研究[J].中國礦業大學學報,2006,35(2):145-148.
[3] 趙毅鑫,王 濤,姜耀東,等.基于Hoek-Brown參數確定方法的多煤層開采工作面礦壓顯現規律模擬研究[J].煤炭學報,2013,38(6):970-976.
[4] 侯朝炯,李學華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結構的穩定性原理[J].煤炭學報,2001,26(1):1-7.
[5] 何富連,張廣超.大斷面綜放沿空巷道煤柱合理寬度與圍巖控制[J].巖土力學,2016,37(6):1721-1728.