大斷面托頂煤巷道支護參數優化研究

張日林，王家臣，朱建明

(1.中國礦業大學(北京) 資源與安全工程學院，北京 100083；2.山西潞安環能股份公司王莊煤礦，山西 長治 0460312；3.北方工業大學建筑工程學院，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，而支護參數的不斷優化設計，則是實現巷道最終支護參數的關鍵[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定性。針對上述情況，文中結合王莊煤礦生產地質條件，采用比選與數值模擬相結合的方法，對回采工作面運輸巷道的支護參數進行優化選擇，找出合適的支護參數，為該礦的支護設計提供理論基礎。

1 王莊煤礦地質概況

王莊煤礦為潞安礦區大型生產礦井之一，礦井采用主斜結合的盤區石門、上下山開拓方式。井田內共有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°。煤層賦存穩定，地質構造簡單。煤層中一般含夾矸3～5層，節理發育。直接頂為砂質泥巖、泥巖，老頂為砂巖、中砂巖，底板為泥巖、砂質泥巖、砂巖。

2 支護參數選擇

2.1 數值計算模型

根據王莊煤礦7105運輸巷道的生產地質條件，建立有限元數值模型，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初始網格，26000個網格，32322個結點[8-9]。

圖1 數值模擬模型

2.2 錨桿直徑

根據文獻[10]中的錨桿直徑與圍巖位移量的關系可知，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

根據上述分別對錨桿直徑及錨桿長度的數值模擬研究可知，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

根據上述支護參數優化可知，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，下部不穩定煤層將不能有效地錨固到上部穩定巖層中，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，充分發揮錨桿支護經濟、快速、安全可靠的優越性。

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 支護參數優化

經過以上采用FLAC3D數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、深部位移跟蹤監測。

圖6所示為巷道表面位移監測圖。由圖6可以看出，巷道開挖后，表面位移監測曲線快速上升，持續時間10d左右，頂底板平均移近速度為3.7mm/d，兩幫平均移近速度為4.9mm/d。這是由于巷道開挖后，圍巖的應力狀態迅速由三向變為二向，深部巖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，巖體破碎后，體積膨脹，巷道表面位移快速增長。

圖6 表面位移監測曲線

圖7 深部位移監測曲線

圖7所示為巷道深部位移監測圖。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；深部圍巖基本穩定，在巷道表面0～2m的錨固區內，圍巖最大位移為18 mm；錨桿承受較大的拉力，但錨固區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 結論

通過對大斷面托頂煤巷道的支護參數進行優化研究，其主要結論有：

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；

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測，其監測結果表明，該支護方案有效地控制了運輸巷道圍巖變形。

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