亢鹏飞
(山西西山晋兴能源有限公司斜沟煤矿,山西 吕梁 033000)
深部开采厚煤层造成的支护问题,会制约煤炭资源高效利用,且带来严重的支护问题,对行人、运输都造成极大安全困扰,故深部厚煤层巷道支护问题一直是研究热点与工程前沿[1-4]。国内诸多学者对支护问题做出了研究,罗豪等对深部开采下巷道围岩加固问题研究得出,使用多种技术手段联合支护会对深部围岩具有更好地改善作用[5]。
斜沟煤矿矿位于吕梁矿区,主采主采8# 煤和13#煤层,煤厚4.3~8.3 m,埋深450 m,18106 工作面属典型孤岛工作面,主采8#煤,平均厚度5.80 m。东侧为18106 回采工作面及采空区(煤柱宽度20 m),西侧为18104 采空区(煤柱宽度20 m),南侧为实煤区,顶板为典型坚硬顶板,主要构成为粗粒砂岩与中粒砂岩,平均厚度13.56 m,岩石节理不发育,斜沟煤矿18106 工作面顶底板及煤层取样测试后,力学性能测试如表1 所示:
表1 岩石力学参数表
原支护方案为18106 巷道均锚杆采用Φ20 mm×2 200 mm 的右旋无纵筋螺纹钢锚杆,顶板间排距1 000 mm×1 000 mm,两帮间排距1 000 mm×1000 mm,预紧力矩200 N·m,但原支护方案满足其余正常交替开采巷道已暴露出支护不足的弊端,18106 工作面巷道因属于孤岛工作面巷道,故亟需优化。
组合梁理论认为锚杆的作用时提供轴向和切向约束,阻止岩层产生离层和相对滑动,上受均布载荷q 的作用,设q=0.1 MPa,锚杆参数计算方法如下:
2.1.1 锚杆长度
锚杆长度仍由式(1)确定,L1、L3分别为锚杆外露长度和锚固长度。锚杆有效长度为L2。
固定端梁跨中点拉应力为:
式中:B 为巷道跨度,m。
设岩石抗拉强度为σt,则顶板稳定满足:K1σ≤σt,即式(2)所示:
式中:K1为安全系数,取2.5;σt为岩石抗拉强度,取0.54 MPa。
锚杆有效长度表达式(3)为:
当岩层数为1、2、3 时,η 分别等于1、0.75、0.7,取η=1。
根据计算,L2=2.10m,锚杆的长度L≥L1+L2+L3=0.1+2.10+0.3=2.50 m。
2.1.2 锚杆的排距
锚杆间排距相等,用a 表示,如式(4)所示:
式中:d 为锚杆杆体直径,设为20 mm;τ 为锚杆杆体材料抗剪强度,查询得469 MPa;K2为顶板安全系数,取3。
根据计算,有a≤0.771 m,锚杆间排距为0.8 m。
根据斜沟煤矿生产条件,建立FLAC 模型,如图1所示。
图1 数值模拟模型建立
支护优化后运算模型结果,如图2、图3 所示。
图2 18106 工作面回采后巷道应力云图
图3 18106 工作面回采后巷道位移云图
18106 工作面回采后巷道最大水平应力为8.2 MPa,最大垂直应力12.8 MPa,最大水平位移为381 mm,最大垂直位移524 mm,两帮和顶底移近量分别为737 mm 和810 mm,能够满足回采要求。
为了掌握斜沟煤矿18106 巷道掘进期间矿压显现规律,根据现场实际情况在18106 巷道设立测站进行矿压数据收集。
矿压监测的主要内容包括,如表2 所示。
表2 监测内容、目的及手段
在距离掘进头5m 处的断面进行顶板及两帮位移的监测,测量测点分布图,如图4 所示。
图4 巷道表面位移观测(单位:mm)
绘制巷道顶板及两帮变形曲线图,如图5~图8所示。
图5 顶板变形量曲线图
图6 顶板变形速度曲线图
图7 两帮变形量曲线图
图8 两帮变形速度曲线图
由图可知,顶底板累积移近量为96 mm,两帮累积移近量为165 mm;顶底板最大移近速率为24 mm/d,两帮最大移近速率35 mm/d,均出现在测站布设后第3 d 后期围岩移近速率较小;巷道围岩移近量整体不大,支护合理有效。
距离工作面推进位置200m 处安装示意图如图9所示。
图9 锚杆(索)测站布置图
根据采集数据绘制锚杆(索)受力曲线,如图10和图11 所示。
图10 锚杆受力曲线图
图11 锚索曲线图
由图可知,顶板锚杆最大受力为95.7 kN,两帮锚杆最大受力为22.3 kN,锚索最大受力138 kN;测力计(液压枕)安装后前3 d 变化明显,之后逐渐趋于稳定;满足正常需求。
1)通过组合梁理论求得18106 工作面巷道锚杆长度2.5 m,间排距0.8 m。
2)使用FLAC 软件对18106 工作面回采后巷道进行模拟研究,最大水平应力为8.2 MPa,最大垂直应力12.8 MPa,最大水平位移为381 mm,最大垂直位移524 mm,两帮和顶底移近量分别为737 mm 和810 mm,能够满足回采要求。
3)工程试验表明斜沟煤矿优化支护后将锚杆长度调整为2.5 m,支护间排距改为800 mm×800 mm可以满足日常需求。