羅南洪,張玉虎,杜超杰,段江飛
(1.陜西涌鑫礦業有限責任公司 安山煤礦,陜西 榆林 719400;2.陜西涌鑫礦業有限責任公司,陜西 榆林 719400)
在井下工作面開采中,巷道是工作面開采及井田開拓的重要通道,礦井每年巷道掘進量達幾千米[1]。如果巷道支護參數不合理,會導致支護密度過大、上下隅角無法及時垮落造成頂板安全隱患等[2-3]。為解決以上問題,本文以安山煤礦3-1煤層133112 膠運順槽為研究對象,采取理論分析、巖石力學實驗、數值模擬手段,得出最佳錨網支護參數,推動安山煤礦實現安全高效綠色高質量發展。
安山煤礦隸屬于陜西涌鑫礦業有限責任公司,地處陜西省榆林市廟哈孤礦區東南部,行政區劃隸屬府谷縣管轄。井田面積54 km2,設計生產能力1.20 Mt/a,服務年限50 a,采用平硐開拓方式。礦井地質構造簡單,煤層傾角平緩,可采煤層5 層,自上而下依次為2-2、3-1、4-2、5-1和5-2煤,目前正開采3-1煤層。133112 膠運順槽布置于3-1煤層中,巷道埋深約60 m,矩形斷面S掘= 寬×高=5.4×2.8=15.12 m2。
133112 膠運順槽頂板錨桿采用φ20 mm×2 200 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 100 mm,每排6 根,錨桿錨固力為100 kN,預緊力矩100 N·m;頂板錨索采用φ17.8 mm×6 000 mm 鋼絞線,間排距2 400 mm×3 300 mm,錨索預緊力為100 kN,采取“1-2-1”布置。
煤層頂板物理力學參數是數值計算、相似模擬、頂板分類和現場安全生產管理的基礎性工作,是巷道支護設計的基礎。通過采集安山煤礦3-1煤層采掘工作面煤巖樣,在實驗室內加工并進行力學參數測試。將測試結果運用至實際工程中,為后續巷道支護設計及相關數值模擬提供各項參數[4-5]。巖石力學參數見表1。

表1 巖石力學參數Table 1 Rock mechanics parameters
煤礦井下圍巖結構的鉆孔窺視儀器主要為電子鉆孔窺視儀,其工作原理是鉆孔攝像頭將光線轉變成電子房號,然后將圖像顯示于監視器上進行觀察。采用鉆孔窺視儀對巷道松動圈范圍的測量可以確定合理可靠的支護方式,并為支護參數的選擇提供依據[6]。本次采用CXK12(B) 礦用鉆孔成像儀,對133112 膠運順槽頂幫圍巖松動圈進行觀測。
如圖1 可知,巷道頂板巖體中發育各種橫向、縱向、斜交節理與裂隙,有些裂隙張開度較大。從頂板鉆孔孔口向上0.3 m 范圍內,巖體以橫向裂隙為主。0.3~1.6 m,巖體縱橫微裂隙發育。1.6 m 以后無裂隙及節理發育,鉆孔孔壁光滑,沒有肉眼可見的裂隙及節理,巖體完整度較高。

圖1 觀測結果Fig.1 Observation results
由以上分析可知,巷道頂板松動圈范圍在1.6 m 以內,該結果為巷道錨桿(索) 支護中各參數設計提供有力數據支撐。
掘錨桿支護是通過圍巖體內部的桿體,改變圍巖本身的力學狀態,提高圍巖強度,從而在巷道巖體內形成一個完整穩定的承載圈,達到維護巷道的目的。因此,根據相關錨桿支護理論,計算錨桿的各項支護參數。
式中:L為錨桿總長度,mm;L1為錨桿外露長度(托板厚度+螺母厚度+<20~30>mm,此處頂錨桿取50 mm),mm;L2為錨桿有效長度,mm;L3為錨固端長度,取700 mm; 133112 工作面回采巷道矩形布置,巷道掘高為2.8 m,掘寬為5.4 m,所以B取值為5.4 m,H取值為2.8 m;f頂為頂板巖石普氏系數,取值為2.6;ω 為兩幫圍巖的內摩擦角,取值為48°。
可計算出,L2=1 442 mm。則L≥2 192 mm,取值錨桿長度為2 200 mm,可基本滿足支護要求。
錨桿間距按式(3) 計算:
式中:D為錨桿間距,mm;L為錨桿長度,mm,則D≤1 200 mm。
式中:α 中為錨桿排距,m;G 為錨桿設計錨固力;k為安全系數,取值2;L2為錨桿有效長度,取值為1 442 mm;γ 為容重,取值23 KN/m3。根據式(4) 可得出錨桿排距α≤1 025 mm,取值1 000 mm。
針對巷道圍巖特點,采用錨索進行加強支護,錨索長度:
式中:La為錨索長度,m;La1為錨索外露長度;La2為錨索有效長度,取3 m;La3為錨索錨固長度,m;N為錨索錨固力,kN;選取φ17.8 mm 的錨索,預緊力設計為150 kN;D為錨索直徑,mm;τ為錨固劑與巖石之間的粘結強度,取10 N/mm2。
根據式(5) 及式(6) 的計算結果,最終選取錨索長度為6m。
表2 為錨桿(索)支護設計各參數。

表2 支護參數設計Table 2 Design of support parameters
2.4.1 數值模擬方案
為了評價目前3-1煤回采巷道支護參數的合理性,在3-1煤回采巷道原支護方案的基礎上,依據“三高一低”支護理念,結合現場實際情況及理論計算結果,提出兩種新的支護方案,本次分別對方案a(原支護方案,錨桿φ20 mm×2 200 mm,間排距1 000 mm×1 100 mm,錨桿錨固力為100 kN;錨索φ17.8 mm×6 000 mm,間排距為2 400 mm×3 300 mm,錨索預緊力為100 kN)、方案b(錨桿φ20 mm×2 200 mm,間排距1 100 mm×1 000 mm,錨桿錨固力為100 kN;錨索φ17.8 mm×6 000 mm,間排距2 400 mm×3 300 mm,錨索預緊力為150 kN) 和方案c(錨桿φ22 mm×2 400 mm,間排距1 000 mm×1 200 mm,錨桿錨固力為150 kN;錨索φ18.9 mm×6 000 mm,間排距2 400 mm×3 600 mm,錨索預緊力為200 kN) 進行數值模擬分析。
2.4.2 結果分析
采用FLAC3D 數值模擬軟件模擬上述3 種支護方案,分析不支護方案下巷道圍巖變形應力云圖及位移云圖,為選取最佳巷道支護參數提供依據。垂直應力云圖如圖2 所示,垂直位移云圖如圖3 所示。

圖2 垂直應力云圖Fig.2 Cloud diagram of vertical stress

圖3 垂直位移云圖Fig.3 Cloud diagram of vertical displacement
圖2 中,巷道開挖后淺部圍巖應力得到釋放,在頂底板形成應力拱,應力拱隨著深度的增大,其應力值也隨之增大,逐漸達到原巖應力水平。原方案a 兩幫最大垂直應力位于幫部1.5 m 深處,最大應力約為7.57 MPa。通過與方案b 和方案c 對比可知,頂板應力釋放區應力由原來的0.043 7 MPa 減小至0.033 3 MPa 和0.023 5 MPa,兩幫峰值應力及所在位置也均有所減小。圖3 中,在原方案a 下,巷道中部下沉量最大,巷道頂板最大下沉量約為51.8 mm,下沉范圍在頂板0~3 m;相比支護方案a,方案b 和方案c 的頂板最大下沉量分別為45.2 mm 和27.7 mm,較原方案a 頂板下沉量分別減少6.6 mm 和24.1 mm。綜合對比方案b 和方案c,方案c 控制圍巖變形效果明顯。
方案c 增加了錨桿的長度和直徑,減小了錨桿支護密度,同時增加錨桿(索) 的錨固力及預緊力。方案c 支護材料費用為390.9 元/m。133112工作面輔 運 順 槽 掘 進 長 度 按 照 大 約1 929 m 計算,增加錨桿(索) 排距后,可少施工錨桿鉆孔約1 000 個,錨索鉆孔約70 個。按人力成本10 元/根(錨桿)、20 元/根(錨索) 計算,再加上機器耗損等,可節約人力成本約14 000 元。
以安山煤礦3-1煤層回采巷道為工程背景,采取巖石力學實驗、鉆孔窺視、理論分析、數值模擬等方法,優化支護參數。巷道頂板圍巖采取高強度、高剛度錨桿,保證了巷道在服務期間滿足安全使用要求。通過優化支護參數,減少了錨桿的排距,從而降低工人勞動強度,提高了掘進速度。根據經濟社會效益分析,選取最佳支護方案,可滿足巷道回采期間圍巖穩定性要求。