煤礦井下破碎頂板巷道耦合讓壓支護技術研究

肖 學

(山西西山晉興能源有限責任公司，山西 太原 030053)

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·技術經驗·

煤礦井下破碎頂板巷道耦合讓壓支護技術研究

肖 學

(山西西山晉興能源有限責任公司，山西 太原 030053)

針對斜溝煤礦8#煤層巷道面臨的支護問題，從理論上對地質與采礦條件進行分析，設計合理的錨桿長度及錨桿系統的安裝載荷，并對四維耦合高位讓均壓支護系統的參數進行設計，同時對所采用的支護結構進行了優化設計與合理選型，通過數值模擬及現場實踐檢驗了支護系統的合理性。

破碎頂板巷道；耦合讓均壓支護；有限元；工況點

山西西山晉興能源有限責任公司斜溝煤礦目前正在開采13#和8#煤層。 在8#煤層12采區的開采過程中，隨著工作面開采深度的增加和頂板巖石條件的變化，巷道頂板支護出現了一些問題，發生了幾次漏頂和冒頂事故，給礦井的安全生產帶來了很大隱患，嚴重影響了礦井的生產接續。

1 支護現狀分析

斜溝煤礦8#煤層巷道支護主要存在以下難題：

1) 巷道埋藏深度大：12采區的開采深度達到500 m以上，逐漸進入深部開采。

2) 頂板巖性及特點變化：深部區域砂巖層頂板的缺失和泥巖層的加厚，一方面使得頂板的整體強度變弱，另一方面泥巖的易風化特性對支護破壞很大。部分區域頂板存在原生的大致平行或斜交巷道方向的節理伴隨大量裂隙。這些節理裂隙隨著巷道的掘進逐漸張開形成張節理裂隙切割的頂板。此外，現場觀測到在有些區域內，頂板存在淋水現象。頂板水一方面弱化了泥巖頂板，另一方面加速了錨索的銹蝕。

3) 開采條件：8#煤層巷道寬，斷面大，巷道長期風化，易形成網兜漏頂及錨桿、錨索失效問題。 開采應力重新分布的影響： 井下觀測表明，巷道掘進應力重新分布顯現較弱，兩幫顯現很小。然而值得注意的是目前工作面間的煤柱為25 m，在淺部巷道超前支撐壓力影響不大，到深部地區后可能有較強烈的顯現。

4) 支護產品與支護方案：井下有大量的錨桿破斷，所有錨桿都是在絲部破斷，而且破斷面無任何徑縮，可以肯定，錨桿本身存在一定的問題。錨桿螺母采用無翼螺母，沒有任何減阻墊圈，造成錨桿的重要參數安裝載荷偏低。錨桿托盤制造質量粗劣，托盤底面不平形成和鋼帶4點接觸，嚴重影響支護效果，同時造成大量鋼帶撕裂現象。錨索托盤采用平托盤，周邊受力很小只有中間部分受力，而且笨重，實際承載能力效果不好。錨固劑是典型的“肥耳”錨固劑，而且藥卷充裝不實。由此可見，有必要針對斜溝煤礦8#煤層的地質與采礦條件，設計出一套適合其特點的合理的巷道支護系統。

2 耦合讓壓支護系統設計

針對斜溝煤礦8#煤層巷道面臨的支護問題，從理論角度對地質與采礦條件進行分析，設計合理的錨桿長度及錨桿系統的安裝載荷，并對四維耦合高位讓均壓支護系統的參數進行設計，同時對所采用的支護結構進行了優化設計與合理選型。

2.1 地質采礦條件分析與研究

在8#煤層12采區的開采過程中，隨著工作面開采深度的增加和頂板巖性條件的變化，巷道頂板支護發生了幾次頂板事故，針對斜溝礦8#煤層特殊的地質條件和在現支護方案下巷道的支護效果及存在的問題進行調研和分析。

2.2 高預應力錨桿與圍巖的作用機理研究

科學的錨桿支護設計應該使每一根安裝的錨桿都發揮它的最大作用，從支護原理講必須考慮下列參數：安裝應力—主動支護的源泉；支護強度—滿足應力和載荷的要求；支護范圍—松散破碎圈。根據傳統理論，圍巖應力-變形特性曲線見圖1.

圖1 圍巖應力和變形特性曲線圖

在靜壓力條件下，從圖1可以看出, 曲線從支護角度分為3個區:A區(圍巖彈性變形區)，B區(圍巖彈塑性區)，C區(圍巖破壞區)。

2.3 四維耦合高位讓均壓支護系統支護機理研究

四維耦合高位讓均壓支護系統主要包括錨桿系統，圍巖間的耦合、錨索系統，圍巖間的耦合、錨桿間耦合及錨桿與錨索間的耦合。如果在設計和使用過程中應用不當，會引起錨桿或錨索由于變形協調不好而使錨桿破斷或錨索破斷，從而整個支護系統失效。

2.4 數值模擬分析與支護系統設計

通過對斜溝煤礦8#煤層特殊的地質條件和在現支護方案下巷道的支護效果及存在問題的調研和分析以及對高預應力錨桿與圍巖的作用機理、四維耦合高位讓均壓支護系統支護機理支護理論的研究，最終確定8#煤層巷道的支護類型為耦合讓均壓支護：耦合讓均壓錨桿+快裝錨索+金屬網+W鋼帶聯合支護。通過理論計算和數值模擬對支護系統各支護參數進行設計。

1) 錨桿長度、預應力設計。

根據庫侖準則和有關數學知識定義了1個巖石破壞準則的摩爾庫侖安全系數SF(Safety Factor)，即：

(1)

式中：

σ0—巖石平衡狀態剪應力；

σ1—巖石最大剪應力；

σ3—巖石最小剪應力；

φ—巖石抗剪強度。

根據斜溝煤礦的地質采礦條件，建立有限元(FEM)模型。根據有限元計算最大主應力和最小主應力分布。由最大主應力和最小主應力分布，根據分析云圖(見圖2)可以看出：

a) 破碎圈 (SF<1)：破碎圈的最大深度在1.6 m左右。

b) 穩定圈(1

c) 安全穩定圈(SF>1.2)：錨桿的長度應在2 400～2 800 mm.

圖2 摩爾庫侖安全系數分布圖

根據圍巖松散破碎圈分析結合實際巷道情況，錨桿的長度選取不小于2 400 mm，同時為保證錨桿的錨固力，綜合考慮確定錨桿長度為2 600 mm.

2) 錨桿安裝應力。

在模擬分析中采用了GAP單元模擬各巖層之間和巖層內部的層理，建立了巷道的整體模型，以確定錨桿的安裝載荷。根據有限元分析，錨桿的最小安裝載荷為4 t.由于斜溝煤礦的頂板為復合頂板，同時易出現風化，因此，把錨桿的安裝載荷提高到6 t，對巷道的支護效果會有改善，因此，確定頂板錨桿安裝載荷為6 t.

3) 巷道支護強度的確定。

根據彈塑性支護設計理念及礦井煤層物理力學特征和采礦條件，結合捷馬公司多年的實踐經驗，在圍巖變形和應力關系理論公式基礎上，做出圍巖表面位移和支護阻力特性曲線，見圖3.

圖3 圍巖表面位移和支護阻力特性曲線圖

圖3為確定支護系統支護阻力和支護系統變形量提供基本依據。很明顯，在大采深的條件下，必須允許圍巖有一定變形，采用適當的耦合讓均壓手段。根據上述分析，支護系統設計是錨桿(索)長度，支護強度和支護系統三者的耦合。單獨提高和降低一個因素而忽略其他因素都達不到支護效果，這3個因素就是耦合支護工況點。圍巖表面位移和支護強度的關系圖見圖4.

圖4 圍巖表面位移和支護強度的關系圖

在實際工作中，利用圖4可以設計耦合支護工況點； 給定工況點中任一參數，檢查其它兩個參數是否合理；優化支護設計。在回采期間，受工作面超前支撐壓力的影響，支護的耦合工況點往往具有很大變化，僅靠錨桿支護比較困難。所以在大多數礦區，采用錨索和棚子超前支護來解決超前支承壓力的問題。超前支撐壓力的考慮方式是在式(1)中把垂直應力增加1.5倍。根據這個原則，以輔助支護耦合設計曲線可以看出，如果沒有輔助支護，光靠錨桿，工作回采時，在極限條件下，假設臨近端頭對應錨桿系統的需耦合支護工況點為：支護強度(錨桿)：110 t/m；圍巖表面位移(耦合距離)：>130 mm；松散范圍：9 000 mm.為了保證錨桿在2 600 mm長度在極限條件下不完全失效，所需設計的耦合支護工況點為：支護強度(錨桿+錨索)：170 t/m；圍巖表面位移：50 mm；松散范圍：2 200 mm；實際支護強度為190 t/m.對應的錨索有效長度應該為6 m.

根據8#煤層工作面巷道實際情況，結合類似條件下巷道的支護經驗確定錨桿參數選擇如下：

a) 頂板錨桿參數：

頂板采用超高強讓均壓錨桿，其具體參數如下:

間排距：排距1 000 mm，間距見巷道支護斷面圖(圖5)

桿體直徑: 20 mm

桿體材料：Q600礦用超高強螺紋鋼

延伸率：理論值15%，實測值大于20%

錨桿的屈服強度大于19 t，抗拉強度大于24 t

錨桿的長度：2 600 mm

錨桿的預應力不小于4 t，建議6 t；安裝扭矩不小于200 N·m，建議280 N·m

錨桿托盤： 150 mm×150 mm×10 mm的高強球型托盤

錨固劑：CK2335與K2380的錨固劑各1支

表面支護：金屬網+W鋼帶

讓壓裝置：15-17 t單泡讓壓管

b) 幫部錨桿參數：

兩幫采用原設計支護參數:

建議把鋼帶托盤改為300 mm×300 mm×3.75 mm，把煤柱側的錨桿改為鋼錨桿。

c) 錨索參數：

錨索長度：9 000 mm和6 000 mm；

錨索安裝應力：錨索的安裝應力15 t

錨索直徑：22 mm

配件：索具、球墊圈，索頭保護套

托盤：300 mm×300 mm×14 mm高強球型托盤

錨固劑：1支CK2335，2支K2380

錨索布置：具體見圖5

圖5 巷道支護斷面圖

3 應用效果

耦合讓均壓錨桿+快裝錨索+金屬網+W鋼帶聯合支護系統解決了該地質采礦條件的巷道支護的難題。試驗階段捷馬公司支護材料成本約為967元/m，原錨網支護段每米支護材料成本為1 250元/m，試驗

區巷道與原錨網支護方法相比降低支護材料成本為29.2%.由于間排距的擴大及施工工藝的優化，巷道掘進速度由原來的10 m/d提高到12 m/d，掘進速度比原來提高了20%.巷道一次支護成功，解決了巷道的返修和二次支護問題,提高了月掘進出煤量。和原來的支護相比，更加安全可靠，預計在該礦全面推廣。

4 結 論

斜溝煤礦8#煤層破碎頂板巷道耦合讓壓支護技術根據有限元模擬和設計方案，通過計算，確定支護參數和施工工藝，并進行工業性試驗。根據現場條件進行巷道支護施工工藝培訓并進行優化，在試驗的過程中，及時記錄并做好礦壓觀測，以便對設計方案進行改進和補充，做到動態設計。試驗完畢后，對該巷道的支護體系做出評估。該項技術首次提出了耦合讓均壓支護理念，確定適合礦井安全生產的耦合支護系統，實現了巷道掘進快速、安全、經濟的目標；提出了支護系統工況點的概念，確定了巷道支護彈塑性支護設計準則，并根據此準則確定了相應的工況點及基本支護參數；設計應用了耦合讓均壓錨桿和鳥窩錨索，實現了整體耦合讓均壓支護；設計了機械式扭矩放大器，實現了錨桿的高預應力，降低了工人的勞動強度，提高了工作效率。

[1] 杜計平，孟憲銳.井工煤礦開采學[M].徐州：中國礦業大學出版社，2014:14-25.

[2] 謝文斌，陳曉祥，鄭百生.采礦工程問題數值模擬研究與分析[M].徐州：中國礦業大學出版社，2005:66-75.

[3] 汪理全，鄭西貴，屠世浩.煤礦礦井設計[M].徐州：中國礦業大學出版社，2013:63-73.

Study on Coupling Pressure Support Technology for Mine Roadway with Broken Roof

XIAO Xue

In view of the support problem of No.8 coal seam roadway in Xiegou coal mine, the geological and mining conditions are analyzed in theory. The reasonable length of anchor and the installation load of anchor system are designed. The parameter of 4D coupling equal pressure support system is designed. The adopted supporting structure is carried out optimization design and reasonable selection. The rationality of supporting system is verified by numerical simulation and field practice.

Broken roof roadway; Coupling equal pressure support; Finite element; Operating point

2016-06-13

肖 學(1979—)，男，山西晉城人，2002年畢業于太原理工大學，工程師，主要從事煤炭開采技術管理工作

(E-mail)13546398193@163.com

TD353

A

1672-0652(2016)07-0004-04