孔令军
(阳煤集团寿阳开元矿业有限责任公司, 山西 阳泉 045000)
当前阶段我国煤矿采掘设备正朝着大型化、综合化方向发展,使得煤矿采掘效率得到了显著提升[1]。巷道支护准备工作严重滞后是制约采煤效率进一步提升的重要因素之一[2]。纵观我国绝大部分煤矿可以发现,采掘和锚固支护都是分开作业的[3]。会造成两者之间的相互矛盾,无法完全匹配,使得采煤设备的性能得不到充分发挥,进而影响煤矿的生产效率以及产量[4]。煤矿采掘过程中最容易出现问题的就是巷道顶板,一旦顶板出现冒顶问题,不仅会对采煤工艺过程造成严重不良影响,严重时还有可能导致重大煤矿安全事故[5-6]。因此,加强巷道顶板锚固支护技术的研究非常有必要,是保障煤矿安全的重要措施。本文主要对煤矿巷道顶板支护方案在实践过程中表现出的问题进行优化,取得了较好的实践效果。
某煤矿正在开采的煤层厚度在1.88~3.56 m 范围内,平均煤层厚度为2.91 m。整体的煤层结构相对比较简单,层位也比较稳定,但是煤层厚度的变化范围比较广。不管是顶板还是底板岩性主要为砂质泥岩和粉砂岩。煤层工作面在开采过程中遵循不破顶的原则。如果煤层厚度超过3.2 m,则沿着煤层底板掘进,顶煤进行预留处理。如果煤层厚度不超过3.2 m,则沿着煤层顶板进行开采。工作面巷道截面整体上为矩形,宽度和高度分别为5.4 m 和3.2 m,截面面积为17.28 m2。
工作面巷道原本使用的是“锚杆+锚索+钢筋网”的支护方案。每排设置锚杆6 根,锚杆的规格尺寸为直径20 mm,长度2.2 m,属于左旋螺纹钢锚杆,钢筋网通过直径为6.5 mm 的钢筋焊接制作,规格为5.4 m×1.1 m。钢筋网压茬0.1 m,并且锚杆需要打到压茬部位。搭接位置通过铁丝进行捆扎,没间隔0.2 m设置一个捆扎点。沿巷道方向,锚杆之间的距离设置为1 m。受到掘进机操作空间的影响,锚杆之间的间距不等,间距依次为0.7 m、1.1 m、1.3 m、1.1 m、0.7 m。肩窝位置的锚杆与巷帮之间的距离为0.25 m,安装时倾斜15°。所有锚杆通过1 支树脂锚固剂进行药卷锚固,型号为CK2370。每排布设3 根锚索,相邻锚索之间的距离为3 m。在顶板围岩情况比较好的情况下,通过规格为Φ17.8 mm×6.2 m 的锚索进行锚固支护。如果遇到顶板围岩不良的情况,则通过规格为Φ21.8 mm×8.3 m 的锚索进行锚固支护,通过配合π 型钢梁进行支护。锚索的间距和排距分别为1.5 m和3 m。所有锚索通过2 支树脂锚固剂进行药卷锚固,型号为CK2370。原顶板支护方案在实践中存在一定的问题,主要表现在掘进后稳定性不足,维护成本较高。
本文研究的工作面巷道截面是5.4 m×3.2 m 的矩形。这种截面形状巷道有一定的优势,比如施工便捷、可以有效提升断面利用率等。但在应用中也存在一定的劣势,比如底角和肩角部位容易出现应力集中问题。针对原有支护方案在实践过程中存在的缺陷,对其进行了优化改善。优化后的巷道顶板支护方案如下页图1 所示。
每排设置4 根柔性锚杆,锚杆的规格为直径21.8 mm,长度3.5 m,同样为左旋螺纹钢锚杆。锚杆的间距和排距全部设置为1.4 m。利用直径为6 mm的钢筋焊接制作钢筋网,钢筋网的网孔大小为70 mm×70 mm 或50 mm×100 mm,具体选用何种规格视具体情况而定,锚杆压钢筋网进行支护。所有锚杆两端配合2 支树脂锚固剂进行药卷锚固,型号分别为CK2370 和Z2370。此外,还需要配合使用一个锁具和拱形钢托板,锁具型号为KM22,钢托板规格为300 mm×300 mm×16 mm。通过直径为27 mm 的钻头完成顶板的钻孔工作,锚固长度控制在2.3~2.4 m左右,露在外面的长度控制在0.15~0.35 m。锚杆预紧力不得低于200 kN。
图1 优化后的巷道顶板支护方案示意图(单位:mm)
为了对优化前后巷道顶板锚固支护方案的应用效果进行对比。在考虑巷道围岩属性的基础上,根据上述的两种巷道顶板锚固支护方案,利用FLAC3D软件进行模拟分析,比较两种顶板锚固支护方案的实际效果。
在建立好数值仿真模型并完成分析计算工作后,提取两种顶板锚固支护方案条件下巷道在垂直方向上的位移分布情况,结果如图2 所示。从图中可以看出,在原巷道顶板锚固支护方案下,巷道顶板的最大垂直位移达到了203.3 mm,而优化后的顶板锚固支护方案条件下对应的数值降低到了91.82 mm。进一步对比可以发现,优化后的顶板出现较小垂直位移的区域有所扩大,表明巷道顶板的整体稳定性相对更好。
图2 两种巷道顶板锚固支护方案下巷道在垂直方向的位移(m)分布情况
提取不同顶板锚固支护方案条件下垂直方向上的应力分布情况。结果如图3 所示。从图中可以看出,优化前后巷道在垂直方向上的应力分布规律出现了显著的差异。巷道附近均出现了明显的应力集中现象,且与巷道表面距离越远,出现的应力集中现象越不显著。优化前后巷道在垂直方向上的最大应力值分别为25.274 MPa 和23.897 MPa,优化后的顶板锚固支护方案应力集中值相对较小。进一步对比可以发现,优化方案下,出现较大应力的区域有所增加,表明巷道应力得到了有效的分散,避免出现显著的应力集中问题。
图3 两种巷道顶板锚固支护方案下巷道在垂直方向的应力(Pa)分布情况
基于上述分析可以发现,对原有的挡板锚固支护方案进行优化后,巷道在垂直方向上的位移和应力都有了一定程度的改善。因此,可以将其应用到实践中。
将优化后的煤矿巷道顶板锚固支护方案应用到工程实践中,对其应用效果进行评价。本文主要从巷道顶板沉降量和顶板离层现象进行评价。
本研究通过十字布点法实现巷道顶板沉降量的监测。首先布置监测点,沿着巷道方向每间隔50 m设置1 个监测点。布置方法具体为:在垂直于顶板的方向进行钻孔,孔径和深度分别为29 mm 和600 mm,然后将带有螺纹的短锚杆安装在孔内,使之伸出外面一段距离,并且装上带钩螺母,作为监测点。每间隔一段时间就通过专业测量工具测量监测点的位移变化情况。测量频率规定如下:成巷10 d 以内每天进行1 次测量,10~30 d 每周进行2~3 次测量,30 d 后每周进行1~2 次测量。对监测结果进行统计分析,可以发现,在刚开始阶段,顶板位移量的变形速率相对较大,以较快的速度在增长。10 d 左右时增长速度开始逐渐减缓,20 d 左右时顶板基本没有再出现显著的位移变形。达到稳定状态时,巷道顶板的最大位移变形量为104 mm。与仿真模拟结果虽然存在一定的差值,但误差较小。
为了观察巷道顶板离层具体情况,在巷道顶板区域进行钻孔窥视。共钻孔2 个,分别位于顶板中部位置和供肩位置。孔的直径和深度分别为32 mm 和10 m。通过专业的矿用钻孔成像轨迹检测设备完成窥视工作,具体型号为ZKXG30。如图4 所示为巷道顶板离层窥视情况。从图中可以看出,采用优化后的巷道支护方案后,顶板并没有出现明显的离层现象,只是出现了局部的缝隙或者离层。原来已经出现的浅部离层通过本方案进行加固锚固后得到了很好的控制。
基于巷道顶板沉降量以及顶板离层窥视结果可以看出,本文提出的顶板优化锚固支护方案效果良好,取得了很好的应用效果,值得进一步推广使用。
图4 巷道顶板离层窥视
优化后巷道位移分布和应力分布均有了显著改善。将优化后的巷道顶板锚固支护方案应用到实践中,对巷道顶板沉降量进行连续监测发现最大沉降量为104 mm,顶板沉降控制效果良好。巷道顶板离层窥视结果表明顶板并没有出现明显的离层现象。