曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

·技術(shù)經(jīng)驗·

西曲礦大斷面開切眼圍巖控制技術(shù)研究

曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

為解決西曲礦18502工作面大斷面開切眼支護時遇到的難題，通過理論計算、工程類比并結(jié)合數(shù)值模擬的方法確定了擴幫前后相應(yīng)的支護參數(shù)，有效地控制了18502切眼施工時的圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現(xiàn)工作面回采創(chuàng)造了有利條件，對類似地質(zhì)條件開切眼能夠提供指導。

開切眼；理論計算；工程類比；數(shù)值模擬；支護；擴幫

現(xiàn)代礦井安全高效發(fā)展的要求之一就是有良好的采掘接替?；夭上锏谰蜻M結(jié)束后，根據(jù)礦井采掘接替緊迫情況，決定切眼的支護形式、巷道斷面及設(shè)備安裝時間表。其中巷道跨度對巷道支護形式選擇及支護有效性、安全性有較大的影響。一般來說，如果備采工作面在采掘接替上處于備采狀態(tài)時間較長，往往切眼施工成較小的斷面，待回采設(shè)備安裝前再進行二次擴幫，以保證回采設(shè)備的安裝空間需求[1-3]. 因此，大斷面開切眼對圍巖的控制技術(shù)直接影響到綜采工作面的設(shè)備安裝施工。通過理論計算、工程類比并結(jié)合數(shù)值模擬的方法確定切眼擴幫前后的支護參數(shù)，有效地控制了其圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現(xiàn)工作面回采創(chuàng)造了有利條件，同時也積累了寶貴的經(jīng)驗。

1 工程概況

西曲礦18502工作面施工8#煤層，煤層厚度3.21～4.46 m，一般厚度3.95 m. 煤層整體傾向西南，傾角2°～7°，平均4°. 8#煤層頂部普遍含有一層(0.23～0.60)0.40 m的炭質(zhì)泥巖偽頂，偽頂節(jié)理、裂隙發(fā)育，易冒落，需加強頂板管理。直接頂板為2.87 m的石灰?guī)r，直接底板為1.30 m的細粒砂巖，其中頂板L1(廟溝灰?guī)r)抗壓強度102.74 MPa，抗拉強度13.52 MPa，軟化系數(shù)為1.42，普氏硬度系數(shù)為10.56. 底板細粒砂巖抗壓強度55.89 MPa，抗拉強度10.92 MPa，軟化系數(shù)為0.6，普氏硬度系數(shù)為5.72.

18502工作面切眼于2016年11月上旬開始施工，斷面為大斷面，其中寬為7 m，高為3.5 m，切眼長為143 m. 為了施工方便，現(xiàn)場采取先導硐4.5 m，后擴幫2.5 m的施工方式。11月底，完成切眼的導硐，12月初開始擴幫，12月上旬完成擴幫。為了有效控制開切眼擴幫前后圍巖的變形，必須分別確定出其相應(yīng)的支護參數(shù)。

2 擴幫前支護參數(shù)的確定

2.1 理論計算頂錨桿支護參數(shù)

1) 錨桿長度計算。

根據(jù)懸吊理論[4-7]計算錨桿長度：

L=KH+L1+L2

式中：

H—冒落拱高度，m，H=0.5B/f=0.64，B為巷道掘進寬度，m，取4.5，f為巖石堅固性系數(shù)，石灰?guī)r取3.5)；

K—安全系數(shù)，一般取2；

L1—錨桿錨固長度，m，一般按經(jīng)驗取0.4；

L2—錨桿在巷道中的外露長度，m，一般取0.04.

代入數(shù)據(jù)計算得，L=1.73 m. 施工時頂錨桿取L=1.8 m，依據(jù)該礦其他巷道頂錨桿的選取經(jīng)驗，最終確定其d20 mm，滿足施工需要。

LIU Ming-qian, LAN Jun, CHEN Xu, YU Guang-jun, YANG Xiu-jun

2) 錨桿間排距計算。

式中：

δ—錨桿間排距,mm；

Q—錨桿設(shè)計錨固力，kN，按頂錨桿錨固力取50；

γ—被懸吊泥巖的容重，kN/m3，取25.

代入數(shù)據(jù)計算得：δ=1.25 m. 根據(jù)以往施工經(jīng)驗，錨桿間排距取1 200 mm×1 200 mm，可以滿足施工要求。

2.2 擴幫前支護方案

幫錨桿支護參數(shù)的選取，根據(jù)工程類比的方法確定，其中，煤幫采用d20 mm×1 800 mm的無縱肋螺紋鋼錨桿，并配套碟形鐵托片；擴刷幫采用d20 mm×1 800 mm的玻璃鋼錨桿。幫錨桿間排距取1 000 mm×1 200 mm.

圖1 擴幫前切眼支護方案圖

3 擴幫后支護參數(shù)的確定

開切眼導硐施工期為20天左右，施工期間，布置3個測站來監(jiān)測巷道表面位移，通過現(xiàn)場記錄數(shù)據(jù)與后期數(shù)據(jù)分析，頂?shù)装逑鄬σ平孔畲鬄?6 mm，兩幫相對移近量最大為93 mm，巷道表面位移很小，說明上述方案可以有效控制圍巖變形，能夠順利進行下一步的擴幫。

3.1 數(shù)值模擬

擴幫后支護參數(shù)的選取采用數(shù)值模擬的方法確定。由于擴幫時，圍巖會受到二次擾動破壞，因此原支護方案不再適用。通過數(shù)值模擬軟件FLAC3D可以確定擴幫時的支護參數(shù)。根據(jù)西曲礦18502工作面的生產(chǎn)地質(zhì)條件，建立有限差分數(shù)值模型，模擬范圍長150 m×寬1 m×高50 m.

邊界條件：模型頂面(z=50 m)邊界施加壓力使其等同于上覆巖層的重量，底面(z=0 m)是固定鉸支座，垂直方向約束，x=0 m、x=150 m、y=0 m和y=1 m面施加水平方向位移約束。

單元劃分：采用brick初始網(wǎng)格，6 390個網(wǎng)格，15 341個結(jié)點。

切眼擴幫前后支護參數(shù)不變，開挖切眼計算平衡后，得到結(jié)果見圖2，3.圖2為擴幫前切眼圍巖的塑性區(qū)分布，圖3為擴幫后切眼圍巖的塑性區(qū)分布。通過比較可以看出，擴幫前，切眼圍巖受到的拉伸與剪切破壞區(qū)域很小，頂?shù)装迮c兩幫圍巖塑性破壞范圍很小，由此說明，原支護參數(shù)有效地控制了圍巖的變形。由圖3可以看出，切眼擴幫后，由于頂板受到二次擾動破壞，頂板受到拉伸與剪切破壞區(qū)域明顯比擴幫前大很多，而且，頂板的塑性破壞直接影響到兩幫，兩幫受到拉伸與剪切破壞的范圍也增大很多。這就說明，擴幫后，用原支護參數(shù)已經(jīng)不足以控制圍巖變形，因此，得通過數(shù)值模擬的方法，重新確定擴幫后的支護參數(shù)。

圖2 擴幫前切眼圍巖塑性區(qū)分布圖

圖3 擴幫后切眼圍巖塑性區(qū)分布圖

根據(jù)工程類比的方法，采用純錨桿支護段的巷道，擴幫后，頂錨桿、幫錨桿的直徑與長度及排距不變，只需要改變其間距并配合使用木點柱支護就可以滿足施工要求。根據(jù)數(shù)值模擬的方法，分別模擬頂錨桿不同間距、幫錨桿不同間距時切眼圍巖的表面位移量，模擬結(jié)果見表1，表2，通過比較分析即可確定對應(yīng)的間距。

頂錨桿間距的模擬方案選取5組，不同間距下圍巖的表面位移見表1. 由表1可以看出，隨著頂錨桿間距的減小，頂板下沉量、底鼓量、兩幫相對移近量都在減小，相對變化速度也在減小，當間距從900 mm變?yōu)?00 mm時，相對變化速度均小于5，說明此時頂錨桿間距的變化對圍巖的變形影響很小，因此，從經(jīng)濟的角度出發(fā)，頂錨桿間距應(yīng)該選定為900 mm.

表1 不同頂錨桿間距圍巖表面位移表

幫錨桿間距的模擬方案選取4組，不同間距下圍巖的表面位移見表2. 由表2可以看出，當間距從1 100 mm變?yōu)? 000 mm、從1 000 mm變?yōu)?00 mm時，相對變化速度均小于10，說明此時幫錨桿間距變化時幾乎對圍巖的表面位移變化無影響，因此，幫錨桿間距選定為1 000 mm，比較經(jīng)濟。

表2 不同幫錨桿間距圍巖表面位移表

采用架棚支護段的巷道，通過數(shù)值模擬與經(jīng)濟效益分析的方法，最終確定架棚段，頂錨桿間距確定為1 100 mm，點柱的間距定為2 900 mm.

3.2 擴幫后支護方案

根據(jù)以上數(shù)值模擬及工程類比的方法，最終得出擴幫后的支護方案，見圖4，圖5.

圖4 擴幫后純錨段切眼支護方案圖

圖5 擴幫后架棚段切眼支護方案圖

純錨巷道擴幫后采用錨桿+點柱支護。擴幫段頂錨桿為矩形布置，間排距為900 mm×1 200 mm；擴幫段幫錨桿為五花形布置，間排距為1 000 mm×1 200 mm，第一排幫錨桿距頂板0.6 m；打設(shè)帶帽點柱兩排，點柱間排距為：2 900 mm×1 200 mm，長度為3.5 m，規(guī)格為d20～22 cm的紅松圓木，柱帽規(guī)格為600 mm×200 mm×100 mm；點柱柱窩深100 mm.

架棚巷道擴幫后采用錨桿+木棚+點柱聯(lián)合支護。木棚采用一梁四柱，棚距為1 200 mm；擴幫段頂錨桿為矩形布置，間排距為1 100 mm×1 200 mm；棚梁長度為7.0 m，規(guī)格為d22～24 cm的紅松圓木，棚腿長度為3.3 m，規(guī)格為d20～22 cm的紅松圓木；點柱打設(shè)兩排，間排距為：2 900 mm×1 200 mm，長度為3.3 m，規(guī)格為直徑d20～22 cm的紅松圓木；棚腿及點柱柱窩深100 mm.

4 現(xiàn)場施工效果

18502工作面用時一個月完成切眼導硐與擴幫，其中，導硐20天，擴幫10天。施工期間，布置了3個測站，分別監(jiān)測頂板離層情況、頂?shù)装逡平?、兩幫移近量。通過現(xiàn)場記錄數(shù)據(jù)及后期的數(shù)據(jù)分析可以得出表面位移量，見圖6，7. 根據(jù)數(shù)據(jù)可以看出，切眼擴幫前，頂?shù)装遄畲笠平繛?6 mm，兩幫最大移近量為93 mm；擴幫以后，頂?shù)装遄畲笠平?02 mm，兩幫最大移近量為110 mm，表面位移量均在安全控制范圍內(nèi)，均能滿足安全生產(chǎn)的需要。根據(jù)現(xiàn)場離層儀記錄數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn)，頂板無離層情況出現(xiàn)。由此可以證明上述支護方案能夠有效控制圍巖變形，為下一步工作面安裝液壓支架及回采提供了有利的條件。

圖6 頂?shù)装逡平壳€圖

圖7 兩幫移近量曲線圖

5 結(jié) 論

本文通過理論計算、工程類比并結(jié)合數(shù)值模擬的方法確定了西曲礦大斷面開切眼擴幫前后相應(yīng)的支護參數(shù)，有效地控制了18502切眼施工時的圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現(xiàn)工作面回采創(chuàng)造了有利條件，對類似地質(zhì)條件的大斷面開切眼具有一定的指導意義。

[1] 錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層其控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2003:124-131.

[2] 姚仲寶,楊智華.綜采工作而切眼采用采煤機擴面技術(shù)[J].煤炭科學與技術(shù),2005，33(7):15-17.

[3] 錢鳴高.20年來采場圍巖控制理論和實踐回顧[J].中國礦業(yè)大學學報(自然科學版)，2000，19(1):1-4.

[4] 袁和生.煤礦巷道錨桿支護技術(shù)[M].北京:煤炭工業(yè)出版社，1997:87-89.

[5] 董方庭.巷道圍巖松動圈支護理論及應(yīng)用技術(shù)[M].北京:煤炭工業(yè)出版社，2001:76-80.

[6] 崔世海.綜采大斷面切眼錨網(wǎng)索支護技術(shù)研究[J].河北煤炭，2010(5):2-6.

[7] 張文山.復(fù)合頂板綜采切眼錨桿錨索聯(lián)合支護的應(yīng)用[J].煤炭技術(shù)，2006,25(4):83-85.

Study on Technology of Large Section Open-off Cut Surrounding Rock Control in Xiqu Coal Mine

CAO Yiyong

To solve the problems involving large-section open-off cut support in No.18502 working face in Xiqu mine, the theoretical calculation, engineering analogy and numerical simulation method are introduced, the corresponding support parameters before and after the gateway expansion are determined, The deformation of the surrounding rock during the construction of the open-cut off are effectively managed. The practice creates favorable conditions for the installation of the hydraulic support and the follow up mining, and provide guidance for the similar cases.

Open-off cut; Theoretical calculation; Engineering analogy; Numerical simulation; Supporting; Side slope extension

2017-01-02

曹義勇(1977—)，男，山西應(yīng)縣人，2010年畢業(yè)于太原理工大學，工程師，主要從事煤礦生產(chǎn)管理工作

(E-mail)2799114252@qq.com

TD353

B

1672-0652(2017)02-0030-04