基于預應力場分布的回采巷道支護參數優化研究

楊玉龍,宋選民,劉一揚,王仲倫

(1.山西河曲晉神磁窯溝煤業有限公司,山西 河曲 036500;2.太原理工大學原位改性采礦教育部重點實驗室,太原 030024)

巷道支護是煤礦開采的一項關鍵技術[1],合理的支護技術應當既能實現煤炭回采的安全,又具有一定的經濟效益[2]。早在2014年,我國煤礦每年新掘進巷道總長度就已經超過12 000 km,其中80%以上的巷道為煤巷或半煤巖巷[3],因此,研究更加高效可靠的支護措施具有重要價值。目前,錨桿支護已經成為我國煤礦近期的主體支護技術[4],隨著對錨桿認知的加深,可實現有效主動支護的高強預應力錨桿支護技術在多個煤礦得到廣泛使用[5-6]。諸多學者圍繞預應力錨桿支護系統的應力場分布規律、支護參數設計、動力特征等多方面進行了研究[7-9]。并基于上述成果,進行了不同地質條件下巷道支護參數的合理優化,解決了眾多工程問題[10-13]。本文針對磁窯溝13#煤層回采過程中,工作面端頭巷道無法隨推進及時垮落,出現較大面積懸頂的技術難題,運用理論計算的方法對巷道支護參數進行優化,并通過數值模擬分析了預應力場特征,證實了優化方案的可靠性與安全性,有效解決了現場工程技術難題。

1 工作面回采巷道支護概況

1.1 工程地質條件

磁窯溝礦位于河東煤田北部,井田內石炭系太原組的13#煤層是該礦的主要可采煤層。13#煤層中13102進風順槽、13102回風順槽、13108進風順槽以及13108回風順槽的工程地質條件較為類似,現以13102進風順槽為對象進行研究。13102進風順槽位于二水平一盤區,煤層厚度9.40～11.10 m,煤層傾角2.8°～4.6°,地面標高+1 026～+1 135 m,工作面標高+889～+921 m,煤層頂板為14.74 m厚的中粒砂巖,底板為3.34 m厚的泥巖及12.86 m厚的泥灰巖。

1.2 回采巷道支護現狀

13102進風順槽沿煤層底板掘進,巷道斷面形狀為矩形,巷高為5 600 mm,巷寬為4 000mm,支護方式為錨網索聯合支護。原支護參數為:巷頂板采用規格為Φ20 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 000 mm,每排6根;頂錨索規格為Φ17.8 mm×8 000mm,間排距2 200 mm×2 500 mm,每排2根;巷道工作幫采用Φ22 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 000 mm,每幫4根;巷道非工作幫采用Φ18 mm×2 100 mm的圓鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 000 mm,每幫4根。

確定合理的支護參數應與工程實際相對應,支護強度過大或過小均不可取。過小的支護強度使得巷道圍巖變形大,嚴重影響安全高效生產;而過大的支護強度則會導致作業進度減慢,增加掘進成本。通過井下實地調研發現,在現有支護條件下,首采工作面端頭處的順槽頂板出現懸頂,巷道頂板垮落滯后于工作面推進,帶來一定的安全隱患。之后采取隨工作面回采進行,同時退出端頭處巷道錨索的措施,頂板懸頂滯后垮落的問題仍沒有有效解決。后搜集并對比附近相似地質條件的礦井支護現狀,發現磁窯溝礦13#煤層設計支護強度過高。同時,掘進進度及效率受到制約,增大了支護成本,需要對13#煤層回采巷道支護參數進行優化。因此,綜合提出降低支護強度的方案解決懸頂問題,提高礦井經濟效益,保障生產安全高效進行。

2 預應力錨桿(索)聯合支護優化方案

2.1 錨桿(索)預應力的重要作用

目前,錨桿支護已成為我國煤礦井下巷道的主要支護手段,錨桿支護的作用主要體現在:錨桿支護提高了圍巖的強度。錨桿通過增大圍巖的彈性模量、內聚力及內摩擦角等力學參數,以及改善圍巖屈服后的力學性質,使得支護后的圍巖可以承擔更大的載荷。對于圍巖中的節理、裂隙等,錨桿可將圍巖連接為一個整體,通過提高圍巖整體的抗剪能力,防止出現層間或節理間的錯動及滑移,維持圍巖整體結構的完整。通過錨桿提供的軸向力與切向力消除圍巖所受的拉應力,使其整體處于受壓狀態;同時對于受剪區域,錨桿提供的壓應力增大了摩擦力,提高了圍巖的抗剪能力。

除上述錨桿對圍巖體承載強度的提高外,隨著錨桿技術的研究與發展,發現支護剛度對圍巖穩定性十分關鍵。而通過施加合理的預應力則對提高支護系統的剛度具有決定性作用,其主要原理在于:通過施加預應力控制圍巖的滑動、剪切、離層及裂隙擴展等擴容變形,保持圍巖完整性及自承能力。預應力可以為圍巖提供支護抗力,抑制圍巖表面變形,受力狀態由二向轉變為三向,進而使得錨固區域內處于受壓狀態,形成預應力承載結構。錨桿預應力的擴散對提高支護系統剛度尤為重要,因此需要通過選擇合適的托板、鋼帶等護表構件,達到應力向圍巖深處擴散的目的。錨桿應具備足夠的延展性及韌性,以釋放集聚的應力及變形,同時防止錨桿局部受力過大而破壞。綜上所述,預應力錨桿(索)聯合支護在圍巖中形成了有效的壓應力承載結構,實現了主動支護,更好地控制了圍巖變形及破壞。

2.2 支護方案的優化提出

結合礦井地質資料及井下生產現場觀測,可知磁窯溝煤礦13#煤層埋深較淺,煤體的強度較高。原支護條件下,沿底板掘進的煤巷兩幫幾乎無片幫現象,頂板煤體表面完整,未見有明顯的局部頂板煤體冒落現象。巷道整體圍巖變形量較小,工作面回采過程中礦壓顯現緩和。但是13#煤層開采過程中出現了工作面端頭巷道垮落困難、懸頂距離較長、支護強度過大等問題。為此,基于上述有關錨桿(索)預應力作用機理的分析,對比周圍相似地質條件礦井,發現適當減小支護強度,巷道依舊可以保持穩定,同時也有利于工作面端頭處巷道的隨采隨垮。最終,運用工程類比分析及理論公式計算的方法,優化提出了適合于磁窯溝煤礦13#煤層開采的合理支護方案:巷道頂板采用規格為Φ18 mm×2 000 mm的左旋螺紋鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 000 mm,每排6根,預緊力為40 kN,預緊力矩為134 N·m;頂錨索規格為Φ17.8 mm×8 000 mm,間排距2 200 mm×3 000 mm,三花布置,預緊力為130 kN;巷道工作幫采用Φ22 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿,間排距1 500 mm×1 500 mm,每幫3根,預緊力為12 kN,預緊力矩為40 N·m;巷道非工作幫采用Φ18 mm×2 000 mm的圓鋼錨桿,間排距1 500 mm×1 500 mm,每幫3根,預緊力為21 kN,預緊力矩為70 N·m。支護設計優化方案示意圖如圖1所示。優化前后支護方案統計對比如表1所示。

(a)非工作幫支護圖

表1 優化前后支護方案統計對比

3 優化前后錨桿、索預應力場分布特征

根據上述分析提出預應力錨桿(索)聯合支護優化方案,基于錨桿(索)預應力作用機理,運用FLAC3D數值模擬方法,建立預應力場分析數值模型,從支護整體的角度對比研究優化前后支護方案的巷道圍巖應力場分布特征及承載范圍,驗證了優化后支護方案的合理性及安全性。

3.1 數值模型的建立

以13102進風順槽地質及支護條件為依據,建立預應力場分析數值模型。模型高度42.04 m,寬度65.4 m。其中,頂板為厚14.74 m的中粒砂巖,煤層厚11.1 m,底板為厚3.34 m的泥巖及厚12.86 m的泥灰巖。使用內置Cable單元打設錨桿,根據現場實際煤巖力學參數及錨桿長度、直徑、預緊力等錨桿支護參數設置模型,并選用庫倫-摩爾本構。模型四周及地面施加位移約束。表2為數值計算模型中各巖層的物理力學參數。圖2為巷道優化前數值模型及支護方案。

表2 數值計算模型中巖石力學參數

(a)數值模型

3.2 支護系統預應力分布特征及承載范圍

由于巷道錨桿與錨索打在不同的斷面,故分別截取錨桿及錨索斷面,并提取預應力云圖對優化前后的支護方案進行分析,如圖3所示。

(a)錨桿斷面優化前

從整體上看,預應力錨桿(索)聯合支護可以在圍巖中形成有效的壓應力區,壓應力相互連續疊加,組成有機整體,作為主要的承載結構實現了主動支護,維持了巷道穩定。通過分析圖3(a)、3(c)可知,優化前的錨桿端面與錨索斷面在巷道頂板與兩幫均形成了范圍較大壓應力承載區；而對比圖3(b)、3(d),以預應力大于0.1 MPa為界,發現頂板處壓應力區明顯連續,而兩幫由于減少了錨桿密度,預應力大于0.1 MPa的區域不連續,由此可見,優化后的支護方案明顯降低了支護強度。對比圖3(a)、3(b)錨桿斷面優化前后的預應力分布圖,可以發現,在錨桿錨固范圍內壓應力數值較大。其中,優化前頂板每排的6根錨桿壓應力均較大,且主要集中在錨桿尾部起至長度的2/3范圍內,峰值為0.294 MPa;優化后,減短了錨桿長度與直徑,高預應力主要集中在從左數第2、3根與第4、5根錨桿之間的前1/2長度范圍內,峰值為0.277 MPa,且較高壓應力的承載結構范圍較優化前明顯縮小。以預應力大于0.1 MPa為界,優化后頂板的加固高度由優化前的2.2 m減為1.7 m；兩幫的加固深度由優化前的1.7 m減為1.5 m。對比圖3(c)、3(d)錨索斷面優化前后的預應力分布圖,可以發現在減少錨索數量及頂錨桿長度、直徑后,應力峰值由優化前的0.293 MPa減小為優化后的0.203 MPa,且頂板高應力范圍明顯減小。以預應力大于0.1 MPa為界,頂板加固高度由優化前的2.1 m減小為優化后的1.6 m;兩幫在經歷了錨桿間排距和長度的優化調整后,加固深度由1.6 m減為1.5 m。綜上所述,經過合理優化后,錨桿施加預應力所形成的壓應力區應力值降低,承載能力減弱,巷道支護強度顯著降低,但巷道整體變形量增加不明顯。證明了該支護優化方案的合理性與安全性,在生產實際中可有效解決巷道無法及時隨工作面推進而垮落,出現較大面積懸頂的安全隱患。

3.3 優化前后巷道圍巖變形特性

由于磁窯溝13#煤層平均埋深169 m,屬于淺埋煤層,其回采巷道圍巖變形控制效果較好,位移量較小,故于數值模型中分別提取支護優化前后巷道頂板、兩幫及底板的最大位移絕對值,繪制直方圖對比分析優化前后巷道變形結果,如圖4所示。

由圖4可知,由于煤層埋藏較淺,巷道圍巖物理力學性質較好,其變形量的控制效果較為理想。巷道支護優化后,由于支護強度的減弱,相較于優化前圍巖變形量出現了不同程度的增加。優化后,巷道頂板變形量為13.2 mm,增加2.4 mm;巷道正幫變形量為11.5 mm,增加4.6 mm;巷道副幫變形量為9.7 mm,增加2.1 mm;巷道底板變形量為11.3 mm,增加1.9 mm。可以認為,雖然支護的優化減弱了支護強度,增大了巷道圍巖變形量,但其最大變形值仍在允許范圍內,可實現對巷道圍巖的良好控制。

圖4 優化前后巷道圍巖位移量

4 優化后巷道支護效果

優化后支護方案經實際井下回采實施后,其巷道支護效果如圖5(a)所示。在采用上述優化方案降低支護強度后,巷道斷面變形量較小,圍巖穩定,兩幫幾乎無片幫出現,頂板無局部煤體冒落,因此,降低支護強度后的巷道整體支護效果依舊良好,進一步證實了該支護優化方案的合理性與安全性。同時,有效解決了工作面端頭處巷道無法隨推進垮落,出現較大面積懸頂的安全隱患。懸頂垮落效果如圖5(b)所示。

(a)巷道支護效果

5 結論

1)預應力錨桿(索)聯合支護在巷道圍巖中形成了連續疊加的壓應力承載結構,有效地增大了圍巖支護系統的承載強度及剛度,實現了主動支護,更好地控制了圍巖變形及破壞。

2)提出支護優化方案,通過減少錨索及幫錨桿數量、減小頂錨桿直徑及長度、改變錨索布置方式、增大幫錨桿間排距的方式,減小了壓應力及承載范圍,降低了支護強度,解決了工作面端頭巷道出現懸頂及垮落滯后推進的工程問題。

3)運用數值模擬分析了支護系統預應力分布特征及承載范圍,證實了優化后的支護方案可降低支護強度,同時優化后方案的圍巖變形量較優化前減小,具有較高的可靠性及安全性,現場實施后,支護效果良好,端頭巷道可及時隨推進垮落。