極近距離煤層采空區下巷道支護技術研究

(山東科技大學 礦業與安全工程學院，山東 青島 266590)

近距離煤層是指井田開采范圍內相鄰兩煤層的層間距離很近，且開采時相互間具有顯著影響的煤層[1]。尤其是薄夾矸條件的極近距離煤層開采，受上煤層開采活動影響，下煤層回采巷道頂板較為破碎。近年來，一些專家學者在薄夾矸下巷道圍巖控制方面進行了研究。楊吉平[2]通過建立力學分析模型和相似材料物理模擬試驗等手段，研究了巷道斷面和煤層傾角對薄層狀互層頂板穩定性的影響作用。裴孟松等[3]采用數值模擬分析了不同夾矸條件下沿空巷道圍巖的穩定性情況，提出選用錨網索配合梯形鋼帶聯合支護的方式支護。林建等[4]通過現場試驗，提出采用高預應力錨桿錨索支護系統可控制巷道變形。上述成果僅對特定條件巷道圍巖支護方式進行了研究，但對于受到較大破壞薄夾矸頂板適應性不強。以南屯煤礦9采區極近距離(薄夾矸)煤層開采為背景，研究上煤層薄夾矸采空區下錨桿桁架支護技術，得出錨桿桁架支護系統參數；利用FLAC3D數值模擬研究錨桿預應力支護參數，為同類條件巷道合理支護提供技術參考。

1 工程概況及巷道破壞

1.1 工程概況

南屯煤礦九采區二疊系山西組，地面標高為+46.1～+52.5 m，平均采深為-350 m。3上煤層和3下煤層為近距離煤層，兩煤層最小夾矸厚度為2.2 m，平均厚度為4 m；夾矸以粉質砂巖或泥巖為主，泥質膠結，薄層狀，巖石普氏硬度f=5～6。3下煤層厚度3.16～3.81 m，平均厚度3.51 m；煤層傾角3°～10°，平均6°，煤層普氏硬度f=2～3，煤層賦存穩定，結構簡單。直接頂為粉砂巖，厚度0.25～1.75 m。基本頂為粉細砂巖互層，厚度0～12.16 m。93下12工作面位于3上煤層采空區下方，運輸順槽內錯于93上12工作面運輸順槽，工作面布置如圖1所示。

圖1 九采區93下12工作面工作面布置圖Fig.1 Layout of 93down12 working face of the ninth mining area

1.2 巷道破壞及支護困難原因分析

工作面巷道開掘后，巷道周圍巖體由三向應力轉變為雙向應力[5]，巷道頂底板及兩幫中間易形成張拉破壞區，巷道兩側頂底角形成剪應力集中區。在集中應力作用下，隨著巷道變形量的增大，巷道圍巖發生破壞失穩[6]。

為增加巷道周圍巖體的抗拉及抗剪能力，巷道掘進后，通常采用錨桿、錨索支護技術加固圍巖。 3上煤層工作面回采過程中，煤體內的集中應力以一定角度向底板傳播，致使底板夾矸破碎嚴重，傳統錨索的懸吊作用喪失，單純使用錨桿、錨索支護已經不能有效地控制巷道變形。因此，擬著重研究錨桿桁架支護技術支護破碎薄夾矸頂板的可行性。

2 錨桿桁架支護技術

2.1 錨桿桁架支護機理

錨桿桁架是一種能夠在巷道頂板的水平及垂直方向同時提供擠壓應力的主動支護結構[7]，由錨桿、拉桿及托盤組成。錨桿桁架支護系統可對巷道頂板、兩肩及兩幫變形起到控制作用，能夠同時提供水平及垂直方向的擠壓力[8]。

隨巷道成巷時間的增加，頂板彎曲變形增大，頂板內產生的水平及垂直壓應力也逐漸增大。錨桿桁架與頂板的相互作用及水平拉桿與傾斜錨桿的預緊作用力形成的擠壓應力區制約著巷道頂板的下沉，使巷道圍巖承載能力得到增強。另外，圍巖頂板巖層彎曲下沉過程中，頂板表面對桁架拉桿的作用致使拉桿所受張力增大，桁架錨桿將載荷傳遞至煤柱，解決了垂直錨索失效的問題。桁架系統的支護機理如圖2所示。

圖2 錨桿桁架系統力的作用示意圖Fig.2 The function of force in bolt truss system

圖3 桁架錨桿載荷結構示意圖Fig.3 Structural diagram of truss bolt load

根據組合梁理論[9]，錨桿桁架系統通常采用高強度高預應力錨桿提高組合巖層的自承載能力。同時，采用金屬網和頂板鋼帶進行頂板表面控制，防止漏頂。錨桿桁架系統支護是一種主動支護系統，可以主動施加較大的預應力，以保證頂板巖層中無離層發生，并減少頂板巖層中的拉應力區和拉應力值。

2.2 巷道斷面支護設計

假定頂板因彎曲下沉發生破壞，則頂板會按照一定的垮落角由下向上垮落，形成如圖3所示的力學結構。圖中虛線圍成的三角形區域是桁架錨桿的載荷巖層。

巷道軸向按1 m計算載荷巖層體積

(1)

式中：a—巷道寬度，93下12工作面運順寬為4.5 m；b—自然跨落高度，按55°垮落角計算，93下12工作面運順為3.213 m；L—巷道軸向長度，取1 m。

桁架錨桿載荷：W=λ×V=25×7.229=180.725 kN。

桁架錨桿上方的載荷巖層保持不垮落時，應滿足下列平衡方程：

豎直方向(y)：Fy+Fy=W；

水平方向(x)：Fx=Fcosα。

由以上兩平衡方程可以得到桁架斜拉錨桿的受力

(2)

其中α=45°。

桁架斜拉錨桿的直徑為

(3)

桁架水平錨桿的受力為

Fx=Fcosα=90.376 kN。

(4)

桁架水平錨桿的直徑為

(5)

式中：K—桁架錨桿的安全備用系數，取1.8；B—桁架錨桿的排距，93下12工作面選用0.8 m；σs—桁架錨桿的屈服極限，斜拉錨桿按Ⅴ級錨桿鋼(600 MPa)計算，水平拉桿按Ⅳ級錨桿鋼(500 MPa)計算。

根據以上計算，錨桿桁架支護系統斷面設計如圖4所示。

圖4 桁架錨索支護方案Fig.4 Supporting scheme of truss and cable anchor

1) 頂錨桿：采用φ22 mm左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿，桿長2 200 mm，間距為800 mm，布置六條錨桿，其中頂部靠幫第一條錨桿與垂直線成15°，其他錨桿均與巷道頂邊輪廓線垂直布置。

2) 幫錨桿：采用φ20 mm左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿，桿長2 000 mm，孔深1 950 mm，共布置四條錨桿，距離底板從頂板往下依次為3 000、2 100、1 200、300 mm，全部水平布置，幫錨桿排距1 000 mm。

3) 錨索：頂部兩根錨索，長度5 000 mm，直徑22 mm，與垂直方向傾角為30°；幫部兩根錨索，長度4 000 mm，直徑20 mm，距底板2 000 mm，與垂直方向傾角為60°。

4) 采用金屬網和頂板鋼帶來進行頂板表面控制，規格可與鄰近采區其他巷道一致，也可視現場情況做適當調整。

桁架錨桿安裝時，施加預應力越大，能獲得越大的初錨力，越有利于最大限度的抑制圍巖離層與破壞。但由于錨桿各部件及桿體強度的限制，錨桿扭矩受到限制[10]。當扭矩增大到一定值時，預應力增加量變得緩慢。因此設置合適的預應力對巷道的支護具有重要意義。

3 巷道頂板位移演化數值模擬

圖5 模型計算Fig.5 Model calculation

3.1 模型的建立

為了確定合理的預應力值，以南屯煤礦93下12工作面地質條件開采為工程背景，建立FLAC3D三維數值計算模型，模擬不同預應力錨桿支護下的巷道變形及塑性區破壞。模型尺寸為：長×寬×高=220 m×260 m×92 m，模型頂部施加均布載荷7.85 MPa，如圖5所示。根據現場實測結果，取側壓系數1/2，水平方向施加均布載荷4.78 MPa，模擬煤層埋深350 m，3上煤層和3下煤層間距4 m。利用摩爾庫倫準則對模型進行計算。

3.2 桁架錨桿支護時的巷道頂板位移規律

當采用桁架錨桿進行支護后，由于桁架錨桿不僅能提供水平方向的預緊力，還能提供一向上拖住頂板的推力，且隨頂板錨桿軸向力的增大，該桁架錨桿所提供的向上推力也逐漸增大[11]。

通過分析不同錨桿預應力支護巷道頂板位移可知，巷道無錨桿支護頂板下沉量為299 mm，巷道頂板破壞十分嚴重，如圖6(a) 所示。對桁架錨桿支護系統錨桿的預應力為2 t時，巷道頂板下沉量降為74.4 mm，巷道頂板破壞程度明顯減小，說明此時通過桁架錨桿支護，可一定程度上改善頂板的破壞狀況，但由于預緊力較小，無法完全改變頂板下沉，如圖6(b) 所示。支護錨桿預應力為4 t時，巷道頂板下沉量為32 mm；錨桿預應力為6 t時，巷道頂板下沉量為26 mm，如圖6(c)和圖6(d)所示。綜上所述，桁架錨桿預應力達4 t時，巷道頂板位移由無錨桿支護的299 mm降至32 mm，由此說明桁架錨桿支護方式可以很好地控制頂板的下沉量。預應力增加至6 t后，頂板的下沉量進一步減小，但下沉量變化不大。因此，高預應力桁架錨桿支護系統對頂板巷道變形具有良好的控制作用，但當預應力增至4 t后，繼續增加桁架錨桿的預應力，巷道頂板支護效果變化不大。

圖6 不同預應力桁架錨桿支護巷道豎直位移云圖Fig.6 Vertical displacement nephogram of different prestressed truss bolt support roadway

3.3 桁架錨桿與普通錨桿支護對比分析

桁架錨桿在頂板錨固范圍內主要產生水平擠壓應力，對層面間的壓應力影響不大；普通錨桿支護在頂板錨桿范圍內部主要產生軸線方向的擠壓應力，在巖層中形成強度更高的內部支護結構[7]。

圖7 桁架錨桿與普通錨桿支護時頂板位移變化Fig.7 Variation of roof displacement in support of truss bolt and ordinary anchor bolt

由圖7可以看出，當桁架錨桿及普通錨桿預應力為0、2、4、6 t時，巷道頂板下沉量分別為299、94、32、26 mm和299、153、119、109 mm。通過不同預應力桁架錨桿和普通錨桿支護系統頂板下沉量數據說明，增加錨桿、錨索預應力，可使巷道周圍巖體內部及表面的壓應力及應力范圍增加，均可減小巷道頂板位移，并且桁架錨桿支護系統的圍巖控制效果明顯優于普通錨桿支護方式。由此可見，受3上煤層工作面回采影響，3下巷道頂板完整性被破壞，如圖8所示。普通錨桿、錨索支護受到限制，僅增加普通錨桿預緊力，已不能有效地對巷道進行支護。采用桁架錨桿支護，通過增大錨桿的預應力可有效降低巷道頂板下沉量，提高巷道頂板的穩定性。

圖8 巷道未掘進前圍巖塑性區分布圖Fig.8 Distribution of plastic zone of surrounding rock before roadway excavation

圖9 巷道頂板位移變化曲線圖Fig.9 Roadway roof displacement change curve

4 工程驗證

為觀測巷道圍巖的支護效果，驗證桁架錨桿支護系統參數的合理性，對3下工作面順槽支護施工時，每隔一定距離布置一個測點，監測結果如圖9所示。

通過25 d的巷道頂板變形觀測，錨桿預應力為4 t時，巷道掘進約21 d后，頂板變形基本穩定，實測巷道頂板下沉量僅為41 mm。由此可見，桁架錨桿支護系統有效地控制了巷道的頂板，提高了頂板的穩定性，現場測量數據與數值模擬結果基本吻合。因此，高預應力桁架錨桿支護系統可有效地控制極近距離采區下巷道圍巖變形。

5 結論

1) 通過理論分析，得到了滿足近距離煤層采空區薄夾矸下巷道支護要求的桁架錨桿支護系統的參數，解決了巷道支護成本高、掘進速度慢、效率低的缺陷及傳統錨索、錨桿支護不能滿足薄夾矸破碎頂板支護要求的問題。

2) 通過數值模擬對比分析，對于薄夾矸下巷道支護，桁架錨桿預應力大于4 t后，薄夾矸破碎煤層巷道頂板下沉量趨于穩定，最大下沉量僅32 mm，明顯小于普通的錨桿、錨索支護方式；結合現場實測可知，高預應力桁架錨桿支護系統可有效控制極近距離采區下巷道圍巖變形，提高巷道的穩定性。

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