趙偉樞
(潞安集團慈林山煤業有限公司 李村煤礦,山西 長治 046600)
隨著采煤機械化程度的提高和生產規模的擴大,對巷道斷面要求也逐漸增大,巷道寬度也隨之增大。巷道穩定性受巷道的跨度影響非常大,切眼是大斷面煤巷,支護難度大,利用減跨手段來改善大斷面巷道圍巖穩定是行之有效的方法[1,2],通過減跨原理將大跨度巷道減為小跨度巷道,頂板受力峰值降低并趨于穩定,頂板由單梁結構變為多跨連續組合梁結構[3-5]。目前,減跨支護手段有錨桿、錨索、單體支護、鋼帶等[6]。
本文以某礦7602切眼為研究背景,采用雙微拱斷面+單體支柱+錨桿(索)減跨支護方法,通過數值模擬方法對其效果進行分析。
某礦主采煤層為3號煤層,煤層平均厚度6.8 m。7602切眼斷面為8 m×3.2 m,兩端頭斷面尺寸為10 m×3.2 m,切眼為大跨度巷道,尤其兩端頭跨度為10 m,切眼埋深為500 m,頂底板為泥巖、炭質泥巖和砂巖泥巖,切眼頂板易發生嚴重的離層和變形,支護難度大。運輸巷和回風巷的斷面均為4.5 m×3.4 m。7602切眼采掘工程平面如圖1所示。

圖1 7602切眼采掘工程平面
7602切眼的掘進方法采用雙微拱二次成巷,沿煤層底板掘進,掘進順序為:先掘小斷面,再掘大斷面,小斷面掘進寬度為3.5 m,大斷面掘進寬度為4.5 m。
采用FLAC2D數值軟件模擬分析確定錨桿預緊力的大小。模擬方案為30 kN、40 kN、70 kN、80 kN錨桿預緊力,通過對不同預緊力錨桿支護效果進行觀測,進而確定合理的預緊力大小。模擬結果見圖2。
從圖2可以看出,隨著預緊力的增加,錨桿支護范圍內的應力增大,當錨桿預緊力達到70 kN時,在錨固范圍內,巷道頂板形成分布均勻的壓應力區,無拉應力區,第一主應力能夠達到0.05 MPa以上,大跨度切眼保持穩定。因此,確定錨桿預應力大小不低于70 kN。



圖2 不同預緊力切眼圍巖第一主應力分布云圖
頂板采用D22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿,每排布置9根,間排距為1 000 mm×900 mm,采用樹脂藥卷加長錨固,一支規格為K2335,另一支規格為Z2360;錨索采用D22 mm×7 300 mm的鋼絞線,每兩排錨桿打4根錨索,錨索間排距為2 000 mm×1 800 mm,采用1支K2335和兩支Z2360樹脂藥卷進行錨固。
外側幫采用D22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿進行支護,每排布置4根,間排距為800 mm×900 mm,使用1支K2335和1支Z2360樹脂藥卷加長錨固。
內側幫采用D20 mm×2 000 mm玻璃鋼錨桿進行支護,每排布置4根,間排距800 mm×900 mm,使用1支Z2360樹脂藥卷加長錨固。
斷面支護示意如圖3所示。

圖3 雙微拱切眼減跨支護布置(cm)
采用FLAC數值軟件對比分析模擬埋深500 m的大跨度切眼,在側壓系數λ為0.5、1、1.5、2時,矩形斷面和雙微拱斷面大跨度切眼圍巖變形規律。模擬結果見圖4。
從圖4可知,頂板下沉量、底鼓量和兩幫移近量均隨側壓系數的增大而不斷增大,當λ≤1時,增加幅度比較小,當λ>1時,增加幅度較大。從圖4(a)、(b)可知,相同側壓條件下,就頂板下沉量及底鼓量而言,雙微拱斷面低于矩形斷面,表明雙微拱斷面的支護效果更優。從圖4(c)可知,雙微拱斷面與矩形斷面兩幫移近量相差不大,表明大跨度巷道支護重點為頂底板。



圖4 大跨度巷道不同斷面形狀圍巖變形規律
1) 通過數值模擬,確定錨桿預應力大小為70 kN,錨索預緊力為250 kN。
2) 隨著側壓系數的增大,頂板下沉量、底鼓量和兩幫移近量均隨之增大,且增幅隨之增大。
3) 相同側壓系數下,雙微拱斷面頂板下沉量及底鼓量比矩形斷面小,兩幫移近量兩者相差不大,說明大跨度巷道支護重點為頂底板,雙微拱斷面的支護效果要優于矩形斷面的支護效果。