段 龍
(汾西礦業集團柳灣煤礦,山西 孝義 032303)
隨著經濟建設水平的不斷提升,使得各行業發展對煤炭資源的使用量需求越來越大。然而,在實際開發煤礦資源過程中,開采量與掘進作業安全性容易受到所處巖體環境的影響,嚴重的還會發生垮冒突發問題。為解決這一問題,研究人員應將現有科學技術成果充分利用起來,對煤礦開采所處的大斷面軟弱復合頂板巷道巖層環境進行受力分析,以提高支護方案模擬效果。如此,就能最大程度的降低巷道支護結構的沉降量與變形影響,進而對頂板變形問題進行有效控制。
現階段,煤礦工程開采現場存在大量復雜困難巷道的安全支護問題。其中大斷面軟弱復合頂板巷道,是典型的復雜困難型巷道。巷道現場開采作業的難點在于,沒有安全可靠的錨固點可供錨桿索支護。此外,巖層性質軟弱,導致掘進作業容易增加支護擾動的敏感程度。不同巖層的性質差異大,會以離層擴散狀態造成支護變形問題發生。大斷面則增加了巷道支護結構頂板的受拉影響。上述不良地質條件,均會導致負荷頂板巷道支護增加變形問題發生率,進而降低巷道支護作業效果。經對以往此類巷道支護作業情況進行分析,發現大斷面軟弱復合頂板巷道建設具有支護難度大、服務變形機率大以及垮冒突發性高等特點。為解決上述失穩問題,研究人員提出了多種支護技術,如注漿與錨桿支護聯合控制技術、基于復合頂板變形特征的錨桿索預緊力控制技術、支護系統護表技術以及錨索支護技術。具體技術實踐,需對支護選擇材料的適用性與變形控制效果進行模擬試驗,以確定巷道頂板離層變形的特征條件,以及巷道變形現象的產生機理。本文采用了桁架錨索與錨桿聯合支護控制方法,通過進一步分析其結構作用機理與作業參數,以期為復雜巖層環境下的煤礦資源開采提供一些理論依據[1]。
大斷面軟弱復合頂板巷道支護的桁架錨索,是指巷道兩肩窩部位的深部巖體,在受壓影響下設置的錨固點與支護結構。具體控制過程,就是借助高強度預應力鋼絞線,來提高張拉力效果,進而強化頂板所處錨固區域圍巖的穩定性[2]。此支護結構,可施與大斷面軟弱巖體一個水平預應力,以調整處于復合結構狀態頂板的應力條件。不僅能夠提升低位巖體力學性能,還能有效控制厚層復合頂板離層與大變形問題影響。
作用于頂板支護的桁架錨索,其能夠在錨索孔口受預緊力影響的條件下,形成主動向上的推力。在有效控制巖體危險截面拉應力影響的同時,還要給巷道頂板的中性軸施加一個向下移動的空間[3]。故而,可以判斷對預緊力進行調控,可最大程度的規避巖體危險截面拉應力所帶來的負面影響,進而驅使其呈現出壓應力狀態。對于巖石抗壓強度大于抗拉強度的情況,多由巷道中間頂板受拉應力影響而產生的破壞。采用桁架錨索支護,就是對頂板壓應力進行控制,以避免冒落現象發生。為桁架錨索支護系統受力示意圖,如圖1、圖2 所示。

圖1 桁架錨索支護頂板受力情況 圖2 桁架錨索受力情況
經靜力計算,可確定受力過程中各力之間的關系如式(1)~式(4):
式中:T 為橫錨索預緊力;F 為斜錨索預緊力;A 為斜錨索尾部沿桿體軸向方向對頂板的作用力;H 為巷道與地表距離;R 為桁架錨索頂板作用力夾角;m、n 分別為槽鋼厚度與寬度。
某煤礦大采高綜采面的開切眼巷道作業,其所處的煤層環境厚度平均為4.3 m,切眼總長為150 m。為進一步提升桁架錨索支護技術參數準確性,采用了水平模型手段來設置開切眼。開切眼巷道兩側是實體煤環境,模型計算時,x 軸代表:沿著煤層走向;z 軸代表:鉛垂向上走向。由于巷道受變形影響的作為范圍較大,方案規劃設計人員結合彈塑性理論,將模型計算邊界確定為3 倍以外區域。具體就是,x 軸左右側各取25 m;z 軸朝著頂板巖層方向取15 m。方案設定在上邊界加設均布載荷條件下,開展結構模型的簡化分析。其中底板巖層為11 m,開切眼高3.2 m,寬7 m,斷面面積為22.4 m2。計算使用的模型尺寸為50 m×60 m×28 m。具體模型形式采用:摩爾-庫侖[4]。
構建桁架錨索與錨桿聯合控制方案模型時,因上部邊界屬應力邊界環境,所以,采用均布荷載q 來代表應力,數值為9.5 MPa;方案模型下部邊界屬固定狀態,可不考慮施加應力問題。x 方向上桁架錨索與錨桿聯合控制的模型兩端鉸支,可以運動狀態作用于yz方向。在其梁端施加水平初始應力為-7.6 MPa;y 方向上模型兩端鉸支可以運動狀態作用于xz 方向。由此可以判斷出,基于桁架錨索支護結構與作用機理的力學計算,可對桁架錨索、斜錨索和頂板的受力情況進行確定。如此,就可為后續桁架錨索與錨桿聯合控制方案的模擬提供理論與實踐兩方面的支撐。
為進一步確定不同排距的錨桿與錨索對桁架錨索聯合控制支護技術的影響,對比不同支護方案的效果差異,選取三個方面進行分析研究。此過程,錨桿排距設置為0.8、1.1、1.4 m。以方案1 為例,巷道按照第一橫與第二橫的順序,依次開挖。其中y 方向開挖40 m。開挖第一橫后,巷道斷面頂板部位的最大沉降值為16.4 cm,兩幫底臌量與移進量分別為12.3 cm、13.8 cm。第二橫開挖后,頂板沉降值增加9%,為17.9 cm。兩幫底臌量與移進量分別為14.4、16.2 cm,增加量為17%[5]。
因切眼跨度寬為7 m,且變形量不突出,不會對巷道正常作業造成影響。此外,鉛垂向與水平向應力分布狀態良好。為方案一模擬圍巖塑性破壞區作用范圍,如表1 所示。

表1 方案一模擬圍巖塑性破壞區作用范圍
由此可確定,運用數值模擬分析方法,能夠確定煤礦切眼頂板聯合控制方案的作用效果,以及為后續具體參數模擬計算提供理論支撐。
該煤礦巷道開切眼作業的直接頂,是復合巖層,由煤線與泥巖組成,厚度平均在2.2 m。復合頂板以上的軟弱泥巖厚度在4~6 m 范圍內。部分巖層含油泥質砂巖。此外,軟弱巖層以上,是厚度為7~8 m 的含水K8 砂巖層。
根據數值模擬結果與類比分析法,確定的出切眼支護方法為:兩次掘進施工。頂板支護中的頂錨桿操作,選用左旋無縱筋螺紋鋼高強錨桿。此過程,需保證錨桿預緊力矩超出140 N·m。其中單體錨索,應選用高強度低松弛的預應力鋼絞線,具體長度為10.4 m。具體布置應以交錯狀態設置桁架與單體錨索。此外,桁架兩錨索間距應設置為2 m。
在布置好表面位移監測點后,經對巷道掘進作業過程進行十字斷面法為期1 個月的連續監測,分析得出巷道變形量較小[6]。具體監測獲得結果為:頂板下沉160 mm;兩幫下沉量為135 mm。這意味著煤礦巷道圍巖結構處于穩定性良好狀態,雖初期掘進巖層變形加快,但25 天以后,頂板變形速度趨緩,呈現穩定狀態。
大斷面軟弱復合頂板巷道具有支護難度大、服務變形機率大以及垮冒突發性高等特點。為保證巷道支護技術的應用效果,項目建設者應在巖體、巖層受力分析的基礎上,采用聯合控制方案。即,桁架錨索與錨桿聯合控制方案,通過對其模擬優化分析,確定方案運用的科學合理性。事實證明,只有如此,才能降低大斷面軟弱復合頂板巷道支護的不穩定影響,進而控制頂板變形速度。煤礦工程建設者應將上述分析內容與科研結果更多地運用于不同建設要求與地質巖層的開采項目,以保證資源開發利用的安全性與可靠性,繼而推動行業進步。