大斷面矩形煤巷頂板支護模擬優化設計

王欽浩，賈發元，薛定亮，趙發亮，王元芳

(霍州煤電呂梁煤電有限公司店坪煤礦， 山西呂梁市 033102)

0 引言

巷道圍巖支護工藝大體上經歷了由木支架、金屬支架、錨桿支護、錨噴支護、錨梁網組合支護、錨桿(錨索)與梁網組合支護、以及錨噴(錨索)+金屬支架+注漿組合支護形式等眾多技術措施，逐步形成“綜合治理、聯合支護、長期監控、因地制宜”的指導原則［1-3］。對于大型現代化礦井而言，大斷面矩形采準巷道支護采用錨桿和錨索聯合支護才能實現高效快速掘進，進行矩形大斷面煤巷錨桿支護優化設計理論和技術研究就顯得非常重要。

本文依據店坪煤礦西北翼2采區8－9號煤層合并區頂板巖性，提出10種頂板支護方案并分別建立FLAC3D有限差分彈塑性數值模型進行模擬，比較分析不同支護方案的應力集中和變形破壞特征，并根據經濟效益優先的原則確定大斷面矩形煤巷錨桿、錨索支護參數，為降低支護成本并為類似巷道支護提供技術參考。

1 煤巷聯合支護有限差分數值模型

1.1 煤巷圍巖參數

+830 m水平含煤層為8號、9號、10號、11號和12號煤，其中8號、9號、10號局部可采或者全區可采。8號煤層位于太原組中部，上距5號煤37.10～57.32 m，煤層厚度 0.25 ～2.25 m，平均 0.87 m;結構簡單，含夾矸0～2層，全井田屬不穩定的局部可采煤層，井田內面積可采系數為55%。井田西北部8號煤與9號煤合并，頂板(老頂)為L1石灰巖，厚度 1.00 ～8.60 m，平均5.43 m，局部發育泥巖、砂質泥巖、細粉砂巖，合并區煤層厚度2.3 m。煤巷圍巖物理力學特征參數見表1。

表1 煤巷圍巖物理力學特征參數

1.2 支護方案的選擇

全部采用綜合機械化方式掘進和回采，煤巷為矩形斷面，巷道凈寬4.4 m、高度2.5 m，凈斷面11 m2。早期巷道支護方案:巷道頂板支護錨桿為Φ20 mm×2.0 m的左螺旋高強度錨桿，間、排距為0.86 m ×0.8 m，錨索(Φ15.24 mm)長度為 8.0 m;間、排距1.4 m ×3.2 m;兩幫采用 Φ14.6 mm ×1.6 m 的普通錨桿，間排距1.0 m ×1.0 m，左(右)上角錨桿向上傾斜75°。根據巷道應力場和變形破壞特征，選擇10種錨桿和錨索聯合支護方案，如表2所示，錨桿長度2 m，錨桿0.86×0.8表示錨桿間距×排距，錨索8.0×1.4×3.2表示錨索長度 × 間距 × 排距，單位為m。通過10種頂板支護方案的支護效果模擬，分析不同方案的應力集中系數和頂板下沉量，然后依據經濟可行的原則確定最優支護方案。

1.3 彈塑性有限差分模型［4-6］

計算模型沿x方向長度為180 m(主要表示在充分采動條件下)，沿y方向為100 m，沿z軸方向高度為26.3 m。8/9煤層合并區煤底部離模型底邊界平均距離為8 m，8/9煤合并區煤層厚度為2.3 m，8/9煤層合并區煤層頂部離模型頂部距離為18 m，平均傾角為2°，模型上方按至地表的巖體的自重加垂直方向荷載。模型的4個側面采用法向位移約束，頂面為應力邊界條件、位移自由，底邊界施加水平及垂直位移約束。根據現場地質巖層分布情況，模型由7層不同的巖層構成，劃分網格時盡可能在煤層開采范圍內使網格尺寸足夠小，并且形狀規則，不出現畸形單元。模型中的單元類型全部為8節點六面體單元，單元數為60560個，節點數為66000個，數值計算模型如圖1所示。

圖1 FLCA3D數值計算模型

表2 8－9號煤層合并區域頂板支護方案

2 模擬結果分析及方案優化

2.1 模擬結果

通過數值模擬結果，結合煤、頂和底板抗拉和抗剪強度，巷道煤壁前方應力分為卸壓區、應力集中區和原始應力區。卸壓區和應力集中區煤層和頂板進入塑性斷裂區。巷道圍巖應力集中區在巷道頂板及兩幫的幫角處，不同支護方案的巷道應力分布見圖2、頂板下沉量見圖3。

2.2 支護方案優選

支護方案依據錨桿布設密度可以分為4類，第1類為礦山早期采用的支護方案，錨桿間、排距為0.86 m ×0.8 m;第 2 類方案的錨桿間、排距為 1.0 m×1.0 m，第3類方案的錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m，第4類方案的錨桿間、排距為2.0 m ×2.0 m。從10種支護方案模擬結果(見表3)可以看出，錨桿布置越密、頂板下沉量降低幅度越大;錨索間距和排距對應力集中系數和頂板下沉量影響不是很明顯，錨索長度對應力集中系數和頂板下沉量較錨索布置密度效果明顯(如方案2，5，6)。選擇頂板支護方案時可以適當降低錨桿間、排距，縮短錨索長度、間、排距。

表3 8－9號煤合并區支護模擬結果

從經濟的角度分析，錨桿間、排距采用2.0 m×2.0 m最優，錨索長度×間距×排距為6 m×2.2 m×4.8 m最為經濟。根據10不同支護方案模擬結果，錨桿間、排距采用 1.0 m ×1.0 m、1.5 m ×1.5 m和2.0 m ×2.0 m，錨索長度、間、排距采用6 m ×2.2 m×4.8 m，分段試驗，監測頂板壓力和下沉量。由于礦井8－9煤層合并區頂板穩定性較好(灰巖，平均厚度5.43 m)，經井下考察，采用支護方案8能夠有效控制頂板下沉量，頂板壓力顯現符合礦井頂板管理要求，8－9煤層合并區煤巷大矩形斷面支護參數確定錨桿間、排距為1.5 m ×1.5 m，錨索長6 m、間、排距為 2.2 m ×4.8 m。

2.3 成本分析

按照方案8的支護參數，錨桿每排3根共6 m，按照煤巷平均長度1500 m計算，煤巷所需錨桿3000根、長度6000 m;錨索每排6 m、313根，總長度1875 m。若采用早期支護參數，錨桿間、排距0.86 m×0.8 m，煤巷所需錨桿9375根、長度18750 m;錨索參數8 m ×1.4 m ×3.2 m，需錨索938根、長度3750 m。從支護材料節省角度分析，方案8比方案1錨桿節省6375根、12750 m，錨索節省625根、1875 m。按照錨桿每套150元，錨索每套600元，1500 m煤巷頂板支護累計節省133.1萬元，由于減少作業工程量可以大幅提高掘進速度，平均日進尺達8～10 m;全礦全年8－9煤層合并區域煤巷掘進任務12000 m，累計節省支護材料1065萬元。

由于支護是一個系統工程，其最佳形式應當遵循“新奧法”的設計原則。在實施支護時應針對頂板巖性變化、加強礦壓方面的觀測，對支護方案適時調整，使該區域頂板管理滿足要求，實現安全和效益兼顧。

圖2 不同支護方案巷道斷面垂向應力

圖3 不同支護方案垂向位移

3 結論

(1)根據店坪煤礦西北區8－9號煤層合并區頂板、煤層抗拉、抗剪強度，結合該礦早期頂板支護參數，選擇10種支護方案并用三維有限差分數值模擬軟件FLAC3D分別對8－9號煤層合并區大斷面矩形煤巷掘進10種支護方案建立模型進行模擬，分析不同方案應力集中系數和頂板下沉量。

(2)通過對不同支護方案模擬結果的分析，錨桿間、排距變化對頂板下沉量影響明顯，錨索長度、間、排距對煤壁前方和圍巖應力集中和頂板下沉量改善不大，從而確定錨索長度，間、排距為6 m×2.2 m×4.8 m。根據錨桿間、排距分段試驗頂板壓力和下沉量監測結果，確定錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m。

(3)由于該礦8－9號煤層合并區域煤層頂、底板條件較好，根據模擬和現場監測結果，采用優化后頂板支護參數，按照年掘進1500 m計算，節省錨桿938根、錨索625根，材料費節省133.1萬元，日掘進進尺達8～10 m;礦井全年節省頂板支護材料成本1065萬元，經濟效益顯著。

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