趙紅濤,張紅軍,侯華營,張道文,徐建雅
(河南能源化工集團 永煤公司車集煤礦,河南 永城 476600)
社會經(jīng)濟的快速發(fā)展離不開資源作為支撐,而煤炭是我國能源結(jié)構(gòu)體系中非常重要的構(gòu)成部分,為我國社會經(jīng)濟的高速度、高質(zhì)量發(fā)展作出了不可磨滅的貢獻[1]。隨著煤礦資源使用量不斷增加,當前我國的煤礦開采效率在日益提升[2]。對于深度較淺、容易開采的煤層,目前幾乎已經(jīng)開采完畢,煤礦領域正朝著縱深方向發(fā)展,當前煤層最大深度達到了900 m以上[3]。煤礦開采深度越深,煤礦巷道面臨的壓力越大,巷道圍巖的變形量越嚴重,對煤礦開采過程構(gòu)成了嚴重威脅[4]。巷道支護是確保煤礦開采安全的重要措施和手段,在高應力煤層中進行開采時對巷道支護工藝方案提出了更高的要求[5]。為了在保障煤層開采安全的前提下提升開采效率,國內(nèi)外學者針對煤層巷道掘錨護一體化快速掘進支護技術方案進行了深入的研究,并取得了一定的研究成果[6]。本文主要以某高應力煤層巷道的掘進支護過程為例,對快速掘進支護工藝方案進行了設計,并將其應用到煤礦開采工程實踐中,發(fā)現(xiàn)取得了良好的效果,對于保障煤礦開采安全、提升快速掘進支護技術具有一定的實踐意義。
某煤層所處區(qū)域的地面標高在+31.4~+33.7 m,巷道底板對應的標高在-801.4~-807.6 m,煤層的平均埋藏深度在830 m。可以看出煤層埋深大,巷道內(nèi)部承受的應力大,導致巷道圍巖特別容易產(chǎn)生變形,給煤礦開采帶來了一定難度。所述煤層的厚度在2.63~4.52 m,平均厚度3.30 m,煤層傾角在4°~10°,平均傾角6°。對煤層進行地質(zhì)勘查發(fā)現(xiàn),煤層堅固性系數(shù)在0.9~1.0,并且層理和節(jié)理出現(xiàn)了不同程度的發(fā)育。煤層直接頂平均厚度為6 m,主要由細粒砂巖和砂質(zhì)泥巖等構(gòu)成;基本頂平均厚度為14.62 m,主要由中粒砂巖和泥巖構(gòu)成。可見,煤層頂部的圍巖屬性基本比較穩(wěn)定,但是在深度較大、應力較高的情況下,仍然面臨比較大的風險。基于三維地震勘探結(jié)果發(fā)現(xiàn),在煤層巷道掘進范圍內(nèi)存在3條斷層,且其中1條斷層落差在0~8 m,會對煤礦采掘過程造成不良影響,需引起關注。
對于埋藏深度較深的煤層,巷道的截面形狀及其規(guī)格尺寸都會對巷道圍巖的穩(wěn)定性產(chǎn)生一定程度的影響[7]。因此必須結(jié)合巷道圍巖的基本屬性,對其截面形狀及尺寸進行科學、準確的確定。
通過對我國當前階段使用比較廣泛的煤礦巷道截面形狀進行調(diào)研,發(fā)現(xiàn)比較常見的截面形狀主要有2種,分別為拱形和矩形,其中拱形上部分為半圓形,下部分為矩形[8]。為了分析以上2種截面形狀在本煤層巷道中的實用性,利用FLAC3D軟件建立了煤層巷道圍巖的數(shù)值仿真模型,模型長50 m、寬20 m、高50 m,其中巷道的截面形狀及尺寸如圖1所示。對巷道圍巖物理屬性進行準確設置,是確保獲得精確結(jié)果的基礎。利用地質(zhì)勘探方法測量得到了煤層圍巖基本屬性,結(jié)果見表1,將表1中所列物理參數(shù)輸入到仿真模型中。
利用FLAC3D軟件進行計算后,可以提取巷道圍

圖1 矩形和拱形巷道的截面形狀及尺寸Fig.1 Sectional shape and size of rectangular and arched roadways

表1 煤層附近區(qū)域不同圍巖的基本物理屬性Tab.1 Basic physical properties of different surrounding rocks near coal seams
巖的應力分布特點。結(jié)果發(fā)現(xiàn),2種截面形狀巷道中圍巖的應力分布規(guī)律基本相同,最大應力值出現(xiàn)在巷道的頂部區(qū)域,拱形和矩形截面的最大值分別為31.0、32.9 MPa。可見2種截面形狀圍巖應力相差不大。但是拱形截面的面積相對較小,利用率相對較低,這是拱形截面最大的缺陷。綜合考慮以上因素,最終將巷道截面確定為矩形。
(1)巷道凈寬度的確定。本煤層擬采用掘錨護一體化掘進技術進行煤礦開采。由于使用的掘錨護一體機寬度相對其他設備要寬,還需要預留一定寬度給工作人員行走以確保安全。使用的掘錨護一體機型號為EBZ160MH,該型號設備的寬度為3.2 m,兩側(cè)分別預留0.6 m寬度,確保安全。所以巷道的寬度不得低于4.4 m。最后,考慮到巷道還需要進行支護作業(yè),所以將巷道寬度確定為4.8 m。
(2)巷道凈高度的確定。EBZ160MH設備的凈高度為1.6 m,截割部高度達到了2.5 m,加上一定的安全空間,巷道的高度不得低于3 m。已有的實踐經(jīng)驗表明,煤礦巷道的寬度與高度比值為1.5時穩(wěn)定性最好,所以將煤礦巷道高度確定為3.2 m。
初步設計的煤層巷道支護方案的斷面如圖2所示。以下對頂板和兩幫部位的支護工藝參數(shù)進行詳細介紹。

圖2 煤層巷道支護方案的斷面Fig.2 Cross section of coal seam roadway supporting scheme
(1)頂板支護工藝。基于錨網(wǎng)帶方式進行支護,選用的錨桿為左旋螺紋鋼錨桿,直徑22 mm、長2.5 m。錨桿間排距為0.75 m×0.70 m,頂部每排共設置7根錨桿,兩側(cè)靠近幫部的2根錨桿與豎直方向呈15°角向外布置,中間的5根錨桿與頂板垂直布置。每根錨桿使用2支樹脂藥卷進行錨固,型號分別為MSZ2335和MSK2335,錨固力大小設置為120 kN。還需要配套使用M型托盤、M型鋼帶和鋼筋網(wǎng),其中托盤的規(guī)格尺寸為150 mm×100 mm×12 mm,M型鋼帶的長度為4.8 m,鋼筋網(wǎng)為直徑6 mm的鋼筋焊接而成,規(guī)格尺寸為2 m×1 m,鋼筋網(wǎng)搭接長度設置為0.1 m,且需要使用12號鐵絲牢固捆扎。基于29U型鋼錨索梁對巷道頂部進行強化支護,錨索的直徑和長度分別為21.6 mm和8.2 m,錨索的間距和排距大小分別為1.2 m和1.4 m,所有錨索均與頂板垂直布置。每根錨索使用4支樹脂藥卷進行錨固,型號與錨桿使用型號相同,設計的預緊力大小為210 kN。頂部每排4根錨索穿過同一根鋼梁進行布置,需要配合使用墊片進行安裝(墊片規(guī)格為200 mm×90 mm×12 mm)。
(2)幫部支護工藝。幫部位置同樣基于錨網(wǎng)帶模式進行支護,選用的錨桿為高強度左旋螺紋鋼錨桿,錨桿直徑22 mm、長2.5 m,間排距均為0.7 m,每側(cè)幫部設置5根錨桿,其中靠近頂部的錨桿與水平方向呈15°角向上布置,其余錨桿與幫部垂直布置。每根錨桿使用2支樹脂藥卷進行錨固,型號分別為MSZ2335和MSK2335,錨固力大小設置為100 kN。配套使用的M型托盤、M型鋼帶和鋼筋網(wǎng)型號和使用方法與頂板相同。
每側(cè)幫部位置分別設置2根錨索進行強化支護,其中錨索直徑21.6 mm、長4.6 m。2根錨索與頂板之間的距離分別為1.2 m和2.2 m,全部與幫部垂直布置。每根錨索使用2支樹脂藥卷進行錨固,型號分別為MSZ2335和MSK2335,預緊力大小設置為150 kN。其他配件的使用型號、方法與頂板相同。
上節(jié)所述的快速掘進支護工藝方案是基于經(jīng)驗進行設計,關鍵參數(shù)的合理性有待商榷。有必要利用先進的設計方法對關鍵支護工藝參數(shù)進行優(yōu)化設計,確保數(shù)值最為合理。本研究利用FLAC3D軟件建立煤礦巷道支護技術方案的數(shù)值模型,分析錨桿長度、錨桿直徑、錨桿間距和錨桿排距4個關鍵工藝參數(shù)對巷道支護效果的影響,以巷道圍巖的位移變形量為評判標準,確定最優(yōu)的參數(shù)。錨桿支護關鍵參數(shù)及其計算數(shù)值見表2。

表2 錨桿支護關鍵參數(shù)及其計算數(shù)值Tab.2 Key parameters and calculated values of bolt supporting
(1)錨桿長度。在其他支護工藝參數(shù)保持不變的情況下,將錨桿長度分別設置為2.3、2.4、2.5、2.6 m,利用軟件建立仿真模型并進行計算,提取計算結(jié)果分析錨桿長度對巷道圍巖位移變形量的影響,結(jié)果如圖3所示。圖3中所示數(shù)據(jù)為穩(wěn)定狀態(tài)下圍巖變形量的統(tǒng)計結(jié)果。由圖3可知,隨著錨桿長度的增加,巷道頂板和底板變形量、兩幫相對變形量均逐漸遞減,但是減小的幅度比較小,尤其是長度超過2.5 m后,變形量幾乎可以忽略不記。一般而言,錨桿長度越長意味著有效錨固長度越長,錨固效果越好,但是錨桿越長成本越高。基于以上結(jié)果可知,當錨桿長度超過2.5 m后,錨固效果增長不明顯。所以從經(jīng)濟性角度出發(fā),可以將錨桿長度確定為2.5 m。

圖3 錨桿長度對巷道圍巖變形量的影響規(guī)律Fig.3 Influence of bolt length on the deformation of roadway surrounding rock
(2)錨桿直徑。在其他支護工藝參數(shù)保持不變的情況下,將錨桿直徑分別設置為20、22、24、26 mm,利用軟件建立仿真模型并進行計算,提取計算結(jié)果分析錨桿直徑對巷道圍巖位移變形量的影響,結(jié)果如圖4所示。由圖可知,隨著錨桿直徑的不斷增加,巷道頂板、底板和兩幫部位的位移變形量均呈現(xiàn)出逐漸減小的趨勢,但是減小幅度相對較小。特別是當錨桿直徑超過22 mm后,巷道圍巖的變形基本保持不變。所以從經(jīng)濟性角度出發(fā),可以將錨桿直徑確定為22 mm。

圖4 錨桿直徑對巷道圍巖變形量的影響規(guī)律Fig.4 Influence of bolt diameter on the deformation of roadway surrounding rock
(3)錨桿間距。在其他支護工藝參數(shù)保持不變的情況下,將錨桿間距分別設置為0.6、0.7、0.8、0.9 m,利用軟件建立仿真模型并進行計算,提取計算結(jié)果分析錨桿間距對巷道圍巖位移變形量的影響,結(jié)果如圖5所示。由圖5可知,隨著錨桿間距的不斷增加,巷道圍巖的變形量呈現(xiàn)出逐漸增加的趨勢。但當間距由0.6 m增加到0.7 m時,巷道圍巖的變形量增長趨勢不是特別明顯,而當錨桿間距超過0.7 m以后,圍巖變形趨勢相對比較明顯,尤其是頂板和兩幫部位的位移變形情況比較嚴重。所以可以將錨桿間距設置為0.7 m。

圖5 錨桿間距對巷道圍巖變形量的影響規(guī)律Fig.5 Influence law of bolt spacing on roadway surrounding rock deformation
(4)錨桿排距。在其他支護工藝參數(shù)保持不變的情況下,將錨桿直徑分別設置為0.6、0.7、0.8、0.9 m,利用FLAC3D軟件建立仿真模型并提取計算結(jié)果,錨桿排距大小對巷道圍巖變形的影響規(guī)律如圖6所示。由圖6中數(shù)據(jù)可以看出,錨桿排距對巷道圍巖變形量的影響規(guī)律與錨桿間距基本類似,即隨著錨桿排距的不斷增加,巷道圍巖的變形量不斷增加。但是錨桿排距在0.6~0.7 m時,排距對巷道圍巖的變形量影響較小,當錨桿排距超過0.7 m后,對巷道圍巖變形的影響比較明顯。基于此,可以將錨桿排距設置為0.7 m。

圖6 錨桿排距對巷道圍巖變形量的影響規(guī)律Fig.6 Influence law of bolt row spacing on roadway surrounding rock deformation
將設計并優(yōu)化后的快速掘進支護工藝方案應用到煤礦開采工程實踐中,對其實際應用效果進行了實踐測試。主要是對巷道圍巖表面的位移變形情況、錨桿的受力情況以及圍巖離層量等進行測試。
通過十字布點方法對巷道圍巖表面的位移變形情況進行測量[9]。確定好測量斷面后,在頂部中間位置和幫部中間位置分別鉆取直徑和深度分別為28 mm和400 mm的鉆孔,然后將直徑和長度分別為30 mm和400 mm的木樁打入孔中,在木樁端部設置平頭測釘。在掘進完成后的1周時間內(nèi),每天對頂?shù)装搴蛢蓭偷奈灰谱冃瘟繙y量1次,1周以后每周開展1~2次測量工作。巷道圍巖變形隨時間的演變情況如圖7所示。

圖7 巷道圍巖變形量隨時間的演變情況Fig.7 Evolution condition of the surrounding rock deformation of the roadway over time
由圖7可知,在完成掘進工作后巷道圍巖剛開始階段發(fā)生了快速的變形。在第17天左右巷道的變形基本達到了穩(wěn)定狀態(tài),后續(xù)基本不再發(fā)生明顯的變形。在穩(wěn)定狀態(tài)下,巷道頂板下沉量最小,為29.3 mm,兩幫移近量次之,為81.4 mm,底鼓量最大,為113.6 mm。
本研究中利用LBY-3型離層指示儀對巷道頂板離層量進行實際測量,共設置了3個測量位置,相鄰測點之間的距離控制在50 m左右。利用儀器設備對3個位置頂板的離層量進行了連續(xù)測量,結(jié)果如圖8所示。由圖8可知,1號和2號測量點頂板的離層量在前10 d出現(xiàn)了快速增加的趨勢,10 d以后基本保持穩(wěn)定。穩(wěn)定狀態(tài)下1號和2號監(jiān)測點頂板的離層量分別為6 mm和5 mm左右。3號監(jiān)測點在20 d以前頂板離層量保持持續(xù)增加的趨勢,20 d以后才保持穩(wěn)定狀態(tài),最大頂板離層量為10 mm左右。
利用專業(yè)的錨桿和錨索測力計[10],對巷道支護中使用的錨桿和錨索受力情況進行持續(xù)3個月的測量,結(jié)果如圖9所示。

圖8 巷道頂板離層量隨時間的演變過程Fig.8 Evolution process of the separation amount of the roadway roof over time

圖9 巷道支護錨桿和錨索受力情況 隨時間的演變曲線Fig.9 Evolution curve of stress situation of roadway supporting bolts and anchor cables over time
由圖9可知,巷道掘進后,隨著時間的推移,巷道支護中的錨桿和錨索受力不斷增加,但到后期錨桿和錨索受力不再發(fā)生明顯變化,而是保持一種穩(wěn)定狀態(tài)。主要是因為完成巷道掘進工作以后,巷道圍巖原本的受力平衡狀態(tài)被打破,圍巖有產(chǎn)生變形的趨勢,而支護的作用就是防止圍巖產(chǎn)生變形。在錨桿和錨索的參與下,巷道圍巖達到新的受力平衡狀態(tài)。
本文主要以某煤層巷道為研究對象,對巷道掘錨護一體化快速掘進支護工藝方案進行了設計并優(yōu)化,最后將其應用到煤礦工程實踐中。
(1)通過對拱形和矩形截面巷道的圍巖變形情況進行對比研究,結(jié)合實際情況,最終選擇錨掘護一體化快速掘進巷道的截面為矩形,其寬度為4.8 m,高度為3.2 m。
(2)在對巷道支護方案進行初步設計的基礎上,利用FLAC3D仿真軟件對巷道圍巖的變形情況進行分析,對關鍵的支護工藝方參數(shù)進行優(yōu)化改進,最終確定的錨桿直徑為22 mm,長度為2.5 m,間排距均為0.7 m。
(3)將優(yōu)化后的巷道支護方案應用到煤礦工程實踐中,對巷道圍巖的變形情況、頂板離層量以及錨桿錨索受力情況進行連續(xù)監(jiān)測,發(fā)現(xiàn)各項指標均達到了預期的效果,能夠滿足煤礦安全的需要。