采空區下回采巷道支護參數優化研究

侯京凱

（山東能源棗礦集團新安煤業公司，山東 微山 277642）

上煤層回采后，下部煤層及層間巖層應力狀態將發生改變，兩層煤間距越小，層間巖層的整體性和完整性破壞越嚴重[1-3]。在下煤層中開挖巷道時，巷道頂板易破碎漏頂，下沉量大，且片幫嚴重，維護難度較大，成為此類工程的主要技術難題之一，亟需進行深入研究。本文針對新安煤礦6113 工作面運輸巷和材料巷工程條件差、支護困難等問題進行研究，通過FLAC3D模擬確定頂（幫）錨桿長度為2.4m（2.0m），直徑為24mm（18mm）。

1 工程概況

新安煤礦6113 工作面位于太原組10#、11#煤層中，煤層平均厚度7.38m。直接頂為9#煤底之泥巖，基本頂為K2 石灰巖，底板為鋁質泥巖，煤層結構復雜，煤層傾角2°~9°，平均傾角6°。

工作面上部為9#煤采空區，北鄰6111 采空區，東鄰六采區大巷，南鄰6115 采空區，西鄰井田邊界。6113 工作面位置示意圖如圖1 所示。由于工作面位于采空區下，且兩側相鄰工作面也均已采空，工程地質條件總體復雜，尤其是工作面材料巷、運輸巷靠煤柱一側工程條件較差。

圖1 6113 工作面位置示意圖

2 巷道變形破壞情況

2.1 原支護方案

6113 工作面材料巷、運輸巷均采用錨桿、錨索、鋼帶及金屬網聯合支護方式。

頂板錨桿采用規格為Φ22×2200mm 的螺紋鋼錨桿，錨桿間排距分別為750mm、950mm；頂板錨索采用規格為Φ17.8mm×4200mm 的鋼絞線，分別布置在距巷道兩幫各1.1m 處；幫錨桿均采用規格為Φ16×1800mm 的圓鋼錨桿，錨桿間排距分別為900mm、950mm。材料巷、運輸巷斷面支護方式如圖2 所示。

圖2 巷道支護斷面圖

2.2 巷道變形破壞情況

6113 工作面運輸巷整體變形比較嚴重，部分區域巷道頂底板移近量大，巷道底鼓明顯，巷道頂板存在整體下沉現象，主要表現在巷道頂板鋼帶的左角和右角形成“鼓兜”，鋼帶折曲變形，被錨桿托盤壓穿撕裂，造成鋼帶失效。材料巷相對運輸巷變形量較小，但是局部區域也存在頂板下沉、巷道底鼓及長距離的網兜現象。

（1）頂板傾斜情況

根據井下觀測，在冒頂附近及其他未冒頂區域，巷道頂板煤柱一側發生較大幅度下沉，比工作面一側多下沉達500mm 左右，如圖3 所示，說明巷道煤柱一側頂板破壞較為嚴重。

圖3 巷道頂板下沉情況

（2）巷道煤柱側幫突出情況

巷道煤柱側幫部突出情況明顯，平均達300~400mm 左右，而且幫圍巖煤體比較破碎，而工作面側幫部情況較好，基本沒有明顯的突出。

3 巷道支護數值模擬

3.1 模型建立

根據6113 工作面實際條件，建立FLAC3D計算模型，模型尺寸為50m×40m×40m，共劃分17360個單元。模型底部邊界固定，頂部為自由邊界，其余面均施加水平位移約束，模型中各煤巖層采用摩爾 庫倫本構模型。

模型上覆巖層的重量以均布載荷的形式施加到模型頂部，大小為6.25MPa，取應力系數為0.5，x、y 方向的初始應力取3.1255MPa。先賦予材料為剛度材料，以避免在巷道開挖前產生變形[4]。

3.2 模擬方案及結果分析

一般情況下，巷道的支護效果和錨桿長度、錨桿直徑、錨桿間排距、鋼帶和金屬網聯合支護、錨索長度、錨桿直徑等很多因素有關。本文結合新安煤礦6113 工作面的實際工程地質情況，主要模擬分析錨桿長度、錨桿直徑對支護效果的影響。

（1）無支護條件下巷道模擬

由無支護條件下巷道模擬可知，巷道在無支護時，頂板的下沉量為385.3mm，底鼓量為120.6mm，左、右幫變形量分別為1258mm、15.02mm，頂板破壞范圍為2.25m，左幫破壞范圍達5.3m 左右，而底板及右幫受力較好，破壞較少。左幫的變形量及破壞范圍遠遠超出正常變形值，即可認為左幫已經破壞，巷道失效。

（2）錨桿長度對支護效果影響的模擬分析

只改變錨桿長度，其他支護參數不變，分析巷道圍巖變形和應力分布情況。頂板錨桿長度分別取2200mm、2400mm、2600mm 三種情況，幫錨桿分別取1800mm、2000mm、2200mm 三種情況。具體模擬方案見表1。

表1 錨桿長度模擬分析方案

不同錨桿長度條件下各方案巷道圍巖位移如圖4 所示。

圖4 不同錨桿長度條件下各方案巷道圍巖位移

由方案1 到方案2 時，巷道頂板位移減少5.37mm，底板減少3.93mm，左幫減少6.82mm，右幫減少3.44mm；從方案2 到方案3 時，巷道頂板位移減少2.14mm，底板減少1.31mm，左幫減少1.78mm，右幫減少1.14mm。因此，各位移量隨著錨桿長度的增加而有所減小，但選用方案3 時位移量減小幅度很小，基本沒有意義，選用方案2 較為合理，即頂板錨桿采用2.4m，幫錨桿采用2.0m 比較合理。

（3）錨桿直徑對支護效果影響的模擬分析

只改變錨桿直徑，其他支護參數不變，分析巷道圍巖變形和應力分布情況。頂板錨桿直徑分布取22mm、24mm、26mm 三種情況，幫錨桿直徑分別取16m、18mm、20mm 三種情況，共有三種支護方案。具體模擬方案見表2。

表2 錨桿直徑模擬分析方案

圖5 不同錨桿直徑的各方案巷道圍巖位移

不同錨桿直徑的各方案巷道圍巖位移如圖5所示。從方案A 到方案B 時，巷道頂板位移減少0.77mm，底板減少1.07mm，左幫減少6.45mm，右幫減少1.63mm；從方案B 到方案C 時，巷道頂板位移減少1.14mm，底板減少0.55mm，左幫減少1.91mm，右幫減少1.14mm。

各位移量隨著錨桿直徑的增加而有所減小，但位移量減小幅度均很小。對左幫而言，錨桿直徑從16mm 增加到18mm 時左幫位移量減小了6.45mm，錨桿直徑從18mm 增加到20mm 時左幫位移量僅減小1.91mm。方案B 較為合理，即頂板錨桿直徑采用24mm，幫錨桿直徑采用18mm 比較合理。

4 結論

（1）新安煤礦6113 工作面受上煤層及本煤層相鄰采空區的影響，巷道變形呈現明顯的非對稱性特征，即巷道煤柱側變形破壞較回采側嚴重，影響了巷道的正常使用。

（2）通過數值模擬確定頂板錨桿長度為2.4m，直徑為24mm，幫錨桿長度為2.0m，直徑為18mm比較合理。現場應用表明，采用優化后的支護參數能有效控制巷道變形，保證巷道安全。