大斷面托頂煤巷道支護參數(shù)優(yōu)化研究

張日林，王家臣，朱建明

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 資源與安全工程學院，北京 100083；2.山西潞安環(huán)能股份公司王莊煤礦，山西 長治 0460312；3.北方工業(yè)大學建筑工程學院，北京 100141)

我國厚煤層多年來一直采用分層和放頂煤開采方法，其中分層開采效率低，而放頂煤開采存在資源回收率低。上述開采方法對易自燃煤層、高瓦斯礦井存在瓦斯爆炸等不安全隱患，因此近年來在晉城、神東、邢臺、淮南、寧夏等地，相繼對5～7m煤層采用一次采全高開采工藝[1-5]。該工藝一般需要布置寬5～6m、高為4～5m的特大斷面巷道。目前實施的一次采全高礦井其巷道斷面，一般均達到40m2，甚至更大。此類巷道的主要特點是巷道頂板一般留有2～3m的煤層。因此，隨斷面面積的增大，其支護難度也顯著增加，特別是在煤體比較破碎或者軟巖的條件下，大斷面托頂煤巷道支護問題尤為突出[6]。上述情況，對巷道的支護措施提出了更高的要求，而支護參數(shù)的不斷優(yōu)化設計，則是實現(xiàn)巷道最終支護參數(shù)的關(guān)鍵[7]。

在潞安集團王莊煤礦，其7105工作面運輸巷道采用5.5m×4.5m大斷面巷道布置，沿底掘進，形成了大斷面托頂煤巷道。由于該特大斷面托頂煤巷道跨度大，一旦巷道開挖，頂煤極易離層、冒落，從而影響巷道的整體穩(wěn)定性。針對上述情況，文中結(jié)合王莊煤礦生產(chǎn)地質(zhì)條件，采用比選與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對回采工作面運輸巷道的支護參數(shù)進行優(yōu)化選擇，找出合適的支護參數(shù)，為該礦的支護設計提供理論基礎。

1 王莊煤礦地質(zhì)概況

王莊煤礦為潞安礦區(qū)大型生產(chǎn)礦井之一，礦井采用主斜結(jié)合的盤區(qū)石門、上下山開拓方式。井田內(nèi)共有6個可采煤層，分別為3#、9#、10#、13#、15#-1、15#-3，總厚度為12.2m。其中，3#煤層為主采煤層，平均厚度6.5m，傾角2°～6°。煤層賦存穩(wěn)定，地質(zhì)構(gòu)造簡單。煤層中一般含夾矸3～5層，節(jié)理發(fā)育。直接頂為砂質(zhì)泥巖、泥巖，老頂為砂巖、中砂巖，底板為泥巖、砂質(zhì)泥巖、砂巖。

2 支護參數(shù)選擇

2.1 數(shù)值計算模型

根據(jù)王莊煤礦7105運輸巷道的生產(chǎn)地質(zhì)條件，建立有限元數(shù)值模型，如圖1所示。模擬范圍長×高×寬為65m×44.5m×5m，模型中煤層、直接頂、直接底進行細化處理。邊界條件：模型頂面(z=44.5m)邊界施加壓力使其等同于上覆巖層的重量，底面(z=0m)是固定鉸支座，垂直方向約束，x=0m、x=5m、y=0m和y=5m面施加水平方向位移約束。單元劃分：采用brick初始網(wǎng)格，26000個網(wǎng)格，32322個結(jié)點[8-9]。

圖1 數(shù)值模擬模型

2.2 錨桿直徑

根據(jù)文獻[10]中的錨桿直徑與圍巖位移量的關(guān)系可知，隨著錨桿直徑的增大，錨桿控制巷道圍巖變形的效果明顯加強，無論是巷道頂板下沉量還是兩幫內(nèi)移量都顯著減小。同時，考慮到錨桿直徑與鉆孔孔徑的合理匹配，錨孔與錨桿直徑相差6～8mm，錨固效果最佳，4～10mm才能保證錨固效果[11-16]。

而在我國，煤礦普遍使用的錨孔直徑為28mm，適用的錨桿直徑為18～24mm。考慮施工機具因素，確定頂板錨桿直徑為22mm、兩幫錨桿直徑為20mm，能滿足高錨固力、節(jié)約材料、施工方便的要求。

2.3 錨桿直徑

2.3.1 頂錨桿長度

在計算7105運輸巷道的頂錨桿長度時，固定巷道兩幫錨桿的直徑為20mm、長度為2400mm，巷道頂部錨桿的直徑為22mm，巷道頂、幫錨桿支護間排距都為850mm×900mm，通過改變頂錨桿長度，確定頂板錨桿長度合理的值。不同頂錨桿長度下7105運輸巷道的變形量，如圖2所示。

圖2 頂錨桿長度對7105運輸巷道頂板圍巖變形的影響

由圖2可知，頂錨桿長度由2000mm增加到2400mm時，7105運巷頂板下沉量迅速減小，由279mm減小到211mm，減小了24.2％；由2400mm增加到2600mm時，頂板下沉量僅減小了10mm。因此，為了減小錨桿支護成本，考慮施工方便，從而提高施工速度，頂錨桿長度選用2400mm。

2.3.2 幫錨桿長度

在計算7105運輸巷道的幫錨桿長度時，固定頂錨桿直徑為22 mm、長度為2400mm，幫錨桿直徑為20mm，頂、幫錨桿支護間排距都為850mm×900mm，通過改變幫錨桿長度，確定兩幫錨桿長度合理的值。不同幫錨桿長度下7105運輸巷道的變形量，如圖3所示。

圖3 幫錨桿長度對7105運巷兩幫圍巖變形的影響

由圖3可知，錨桿長度由2000mm增加到2400mm 時，兩幫移近量由627mm減小到505mm，減小了 19.5％；由2400mm增加到2600mm時,兩幫移近量減小了16mm。因此，幫錨桿長度選用2400mm。

2.4 錨桿排距

根據(jù)上述分別對錨桿直徑及錨桿長度的數(shù)值模擬研究可知，頂錨桿直徑為22mm、幫錨桿直徑為20mm，頂、幫錨桿長度均為2400mm。并在此基礎上，設定錨桿間距850mm。為了對錨桿排拒進行數(shù)值模擬，假定錨桿的排距分別為：700mm、900mm、1000mm和1200 mm。圖4所示的為不同排距下7105運輸巷道的變形量。

圖4 排距對7105運巷圍巖變形的影響

由圖4可知，隨著錨桿排距的增大，圍巖變形量增大，錨桿排距從700mm增大到1200mm，頂板下沉了61mm。因此，從安全和節(jié)約成本的角度考慮，7105運輸巷道的錨桿排距確定為900 mm。

2.5 錨桿間距

根據(jù)上述支護參數(shù)優(yōu)化可知，頂錨桿直徑為22mm、幫錨桿直徑為20mm，頂、幫錨桿長度均為2400mm，錨桿排距900mm。為了對錨桿間距進行研究，假定錨桿間距為：700mm、850mm、1000mm 和1200mm。圖5所示的為不同間距下7105運輸巷道變形量。

圖5 間距對7105運巷圍巖變形的影響

由圖5可知，錨桿間距從700mm 增大到1000mm，頂板下沉量增加了18mm；而從1000mm 增大到1200mm，頂板下沉量增加了36mm。因此，從安全和節(jié)約成本的角度考慮，7105運巷頂錨桿間距確定為850mm，幫錨桿間距確定為1000mm。

2.6 錨索支護

由于7105運輸巷道的錨桿長度為2400mm，巷道頂煤厚度1800mm，下部不穩(wěn)定煤層將不能有效地錨固到上部穩(wěn)定巖層中，同時該巷道斷面較大。因此，在7105運輸巷道中采用小孔徑預應力錨索進行加強支護，擴大錨桿支護范圍，充分發(fā)揮錨桿支護經(jīng)濟、快速、安全可靠的優(yōu)越性。

錨索采用直徑Φ18.9mm鋼絞線，采用在每2排錨桿打3根錨索的布置方案，即錨索間距為1400mm，排距為1800mm。

3 支護參數(shù)優(yōu)化

經(jīng)過以上采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析可知，最終確定7105工作面運輸巷道的支護參數(shù)為：

頂錨桿間距為850mm；幫錨桿間距為1000mm；頂錨桿直徑為22mm；幫錨桿直徑為20mm；頂、幫錨桿長度均為2400mm，錨桿排距900mm；錨索直徑為Φ18.9mm的鋼絞線，間距為1400mm，排距為1800mm。

4 支護效果觀測

為研究大斷面托頂煤巷道的支護效果及巷道圍巖活動規(guī)律，對大斷面托頂煤巷道進行了圍巖表面位移、深部位移跟蹤監(jiān)測。

圖6所示為巷道表面位移監(jiān)測圖。由圖6可以看出，巷道開挖后，表面位移監(jiān)測曲線快速上升，持續(xù)時間10d左右，頂?shù)装迤骄平俣葹?.7mm/d，兩幫平均移近速度為4.9mm/d。這是由于巷道開挖后，圍巖的應力狀態(tài)迅速由三向變?yōu)槎颍畈繋r體中積聚的大量彈性能量突然釋放，承載能力下降，在上覆巖層壓力作用下，圍巖表面裂隙不斷擴展，并且不斷向圍巖深部延伸，形成一定范圍的破碎區(qū)，巖體破碎后，體積膨脹，巷道表面位移快速增長。

圖6 表面位移監(jiān)測曲線

圖7 深部位移監(jiān)測曲線

圖7所示為巷道深部位移監(jiān)測圖。由圖7可以看出，頂板向巷道方向移動的范圍為5m；在5m以外測得圍巖向巷道最大移近量3mm，一般0～2mm；深部圍巖基本穩(wěn)定，在巷道表面0～2m的錨固區(qū)內(nèi)，圍巖最大位移為18 mm；錨桿承受較大的拉力，但錨固區(qū)最大位移遠小于錨桿極限應變值。頂板深度2～3m間圍巖運動劇烈，最大值為16mm；頂板深度4～5m圍巖運動差距最大，最大值為20mm，遠小于錨索的極限應變值，頂板比較安全。

5 結(jié)論

通過對大斷面托頂煤巷道的支護參數(shù)進行優(yōu)化研究，其主要結(jié)論有：

1) 通過分析不同直徑、長度、間排距錨桿支護作用下圍巖控制效果，研究確定7105工作面運輸巷道支護方案和支護參數(shù)；

2) 通過對7105工作面運輸巷道圍巖表面位移、深部位移等的跟蹤監(jiān)測，其監(jiān)測結(jié)果表明，該支護方案有效地控制了運輸巷道圍巖變形。

[1]楊萬祥，劉小明.6.2m采高工作面成套國產(chǎn)設備穩(wěn)定性研究及應用[J].煤炭工程，2001(5)：43-45.

[2]南清安，顧大釗.7.0m超大采高工作面配套設備關(guān)鍵技術(shù)[J].神華科技，2011(5)：22-25.

[3]劉旭東，夏護國.7m大采高綜采設備選型配套與應用[J].礦山機械,2012(2)：13-16.

[4]劉小明.羊場灣煤礦大采高綜采工藝設備確定與應用[D].西安：西安科技大學,2011:45-55.

[5]楊寶貴，姬彭奎，祁越峰，等.上灣礦7m特厚煤層大采高開采支架工作阻力的確定[J].煤炭工程，2011(7)：6-9.

[6]康紅普.煤巷錨桿支護成套技術(shù)研究與實踐[J].巖石力學與工程學報,2005,24(21):3959-3964.

[7]徐遵玉,李德忠,奚小虎.軟巖巷道錨桿支護參數(shù)設計[J].煤炭科技,2009(4):43-45.

[8]劉保寬,吳吉南,朱建明，等.安家?guī)X二號井B402工作面終采線位置合理確定[J].煤炭科學技術(shù),2008 (12):121-125.

[9]朱建明,徐秉業(yè),任天貴,等.FLAC有限差分程序及其在礦山工程中的應用[J].中國礦業(yè),2000,9(4):78-82.

[10]于永江,趙宇,郝云新,等.巨厚復合頂煤大斷面煤巷支護參數(shù)優(yōu)化[J].遼寧工程技術(shù)大學學報：自然科學版,2011,30(5):693-696.

[11]陳炎光,陸士亮.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1994.

[12]孫玉福.高強度錨索支護技術(shù)及在潞安礦區(qū)的應用[J].采礦與安全工程學報,2010，27(4)：595-599.

[13]康紅普,姜鐵明,高富強.預應力在錨桿支護中的作用[J] .煤炭學報,2007,32(7):673- 678.

[14]王金華,康紅普,高富強.錨索支護傳力機制與應力分布的數(shù)值模擬[J] .煤炭學報,2008,33(1):1-6.

[15]考宏凱,蘇剛,程晉孝.超大采高綜采面開切眼錨網(wǎng)索聯(lián)合支護[J].煤礦開采,2010,15(5):59-61.

[16]陳育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基礎與工程實例[M].北京：中國水利水電出版社，2008.