綜采工作面大跨度切眼錨桿支護技術

邱岳偉

（山西省潞寧煤業(yè)公司，山西 寧武 036700）

回采巷道的穩(wěn)定是保障工作面安全高效生產(chǎn)的基礎，為了滿足綜采設備的安裝要求，工作面開切眼的跨度普遍較大，給巷道圍巖的支護管理帶來困難。本文以潞寧煤業(yè)24102工作面實際條件為背景，利用理論分析和FLAC3D數(shù)值模擬軟件，分析大跨度切眼頂板的破壞機理，研究不同成巷方式下切眼的圍巖破壞情況，并確定巷道合理的支護方案，為相似條件下工作面切眼的圍巖控制提供參考價值。

1 工作面概況

潞寧煤業(yè)位于忻州市寧武縣附近，屬于潞安集團旗下礦井，主采煤層包括2#和3#煤層，可采儲量達3270萬t。24102工作面位于二四采區(qū)西翼上部，主采2#煤層，埋深約470 m，煤層厚度變化較大，為1.0～5.0 m，平均3.5 m，工作面切眼為矩形斷面，斷面尺寸為7.6 m×3.5 m，屬于大跨度巷道。工作面直接頂為8.5 m厚的泥巖或泥質(zhì)砂巖，基本頂為8.0 m厚的細砂巖，直接底為6.2 m厚的砂質(zhì)泥巖，基本底為3.0 m厚的細砂巖，其地層綜合柱狀圖見圖1。

2 大跨度切眼斷面破壞機理

圖1 工作面綜合柱狀圖

通常來說，斷面寬度大于5.5 m巷道可以稱之為大跨度巷道。與一般巷道相比，大跨度巷道更容易發(fā)生冒頂、片幫等事故，巷道圍巖破碎，變形量大，尤其在巷道頂板兩個邊角處易發(fā)生應力集中現(xiàn)象，造成巷道圍巖的支護管理更加困難。

根據(jù)大跨度巷道頂板的受力情況，進行合理簡化，建立力學模型，見圖2［1-2］。

圖2 巷道頂板受力模型

由圖2可以看出，大跨度巷道頂板可簡化為兩端固支的簡支梁，頂板上部受受上覆巖層載荷作用，載荷集度為q，在上部載荷作用下，頂板發(fā)生完全下沉，根據(jù)材料力學簡支梁極限跨距結論，巷道頂板彎矩可表示為：

式中：M為巷道頂板彎矩，N·m；l為梁的跨度，m。根據(jù)等截面梁的撓度曲線微分方程，有：

式中：w為巷道頂板的撓度，m；E為頂板巖層的彈性模量，Pa；I為頂板巖層的慣性矩，m4。

聯(lián)立式（1）、（2），可得頂板撓度為：

根據(jù)材料力學理論，認為簡支梁的最大撓度應發(fā)生在梁的中部。因此，將x=l/2代入，可得巷道頂板的最大撓度為：

頂板巖層的慣性矩可表示為

式中：h1為頂板巖層厚度，m。

聯(lián)立式（4）、（5），巷道頂板的最大撓度可表示為：

由式（6）可以看出，頂板撓度與巖層厚度、彈性模量以及巷道跨度有關，當頂板巖性不變時，跨度越大，頂板撓度越大，彎曲變形越嚴重，支護難度也越高。

同時，大跨度礦井受埋深影響更為明顯，埋深越高，切向應力越大，巷道破壞越嚴重。且由于巷道位于煤層之中，圍巖變形嚴重，單一錨桿支護難以滿足支護需求，對支護參數(shù)的合理研究十分必要。

3 成巷方式對切眼圍巖變形的影響

3.1 確定模擬方案

由于切眼跨度較大，選擇合理的成巷方式對巷道圍巖控制也有著重要作用。

根據(jù)工作面初步設計，開切眼跨度為7.6 m。因此，共設計4種成巷方案 （如表1所示），利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對不同方案下巷道圍巖變形情況進行模擬分析。

表1 模擬方案

3.2 建立模型

根據(jù)礦井實際地質(zhì)資料，建立數(shù)值模型，模型長度為90 m，寬度為220 m，高度為60 m，模型底部及四周固定位移，頂部施加10.29 MPa的載荷模擬上覆巖層的作用。初始計算模型見圖3。

圖3 初始計算模型

模型采用摩爾—庫倫屈服準則，分別模擬四個模擬方案，切眼長度設為160 m。

3.3 模擬結果和分析

對四種方案分別進行模擬研究，其結果見圖4。

圖4塑性破壞區(qū)

圖4 為不同成巷方式下，切眼巷道的圍巖塑性破壞圖，圖中淺色部分為剪切破壞，深色部分為拉伸破壞。由圖可知，采用方案1時，巷道圍巖塑性破壞范圍較大。因此，采用一次成巷技術雖然掘進速度較快，但是圍巖變形破壞嚴重，給支護帶來一定困難；采用方案二時，巷道圍巖塑性區(qū)有所減小，采用方案三時，圍巖塑性區(qū)進一步減小，這是由于采用方案二時巷道擴刷范圍較大，對已經(jīng)掘成的巷道圍巖影響較大；采用方案四時，巷道圍巖塑性破壞范圍又有所增加，這是由于巷道一次掘進的跨度較大。因此，采用方案三的成巷方式效果最好。

4 支護設計

4.1 工程類比

22110工作面位于本工作面右側(cè)，工作面頂?shù)装逍再|(zhì)與24102工作面十分接近，其支護方案對本工作面的支護設計有一定的參考價值。22110工作面的切眼支護方案為：

頂板采用直徑為22 mm，長度為2.4 m的高強度螺紋鋼錨桿，間排距為1000 mm×1000 mm，每排布置8根，均垂直于頂板布置，鋪設經(jīng)緯網(wǎng)和Φ14mm的鋼筋托梁，錨桿的預緊力矩不小于300 N·m，不大于400 N·m錨固力不得小于127 kN；錨索采用直徑為22 mm，長度為6.3 m的鋼絞線錨索，垂直于頂板采用五花型布置，預緊力不得小于250 kN。

兩幫采用直徑為16mm，長度為2.0m的圓鋼錨桿，錨桿間排距為1200 mm×1000 mm，每幫每排布置3根，均垂直于兩幫布置，頂部錨桿距離頂板300 mm，底部錨桿距離底板900 mm，錨桿的預緊力矩不小于150 N·m，不大于200 N·m，錨固力不得小于50 kN。

4.2 錨桿支護參數(shù)的確定

（1）圍巖破壞范圍

根據(jù)自然平衡拱理論，圍巖破壞范圍見圖4［3-4］。

圖5 巷道圍巖破壞范圍

巷道兩幫的破壞范圍為：

式中：C為兩幫破壞深度，m；fd為兩幫圍巖普氏系數(shù)，取3；h為巷道高度，3.6m。

將數(shù)據(jù)代入式（7），可得巷道兩幫破壞深度為0.85 m。

巷道頂板破壞高度的表達式為：式中：b為巷道頂板破壞深度，m；B為巷道寬度，取7.6 m。

將數(shù)據(jù)代入式（8），可得巷道頂板破壞高度為1.55 m。

（2）錨桿長度的確定

根據(jù)懸吊理論，錨桿長度可表示為：

式中：Lm為錨桿長度，mm；L1為外露長度， 取50 mm；L2為有效長度，頂錨桿取頂板破壞高度1550 mm，幫錨桿取兩幫破壞深度，取850mm；L3為錨固長度，取350 mm。

將數(shù)據(jù)代入，可得頂錨桿長度應大于1950 mm，幫錨桿長度應大于1250 mm。

為進一步確定錨桿長度，利用前面建立的FLAC3D數(shù)值模型，分別模擬不同錨桿長度下切眼圍巖的變形量，其結果見圖6。

圖6 錨桿長度與圍巖變形的關系

由圖6可以看出，錨桿長度為1.8 m時，切眼的圍巖變形量最大，隨著錨桿長度的增加，頂板下沉量逐漸減小，錨桿長度增至2.4 m時，頂板下沉量達到最小；兩幫移近量也隨著錨桿長度增加而減小，但在錨桿長度大于2.0 m后，兩幫移近量趨于穩(wěn)定，降低幅度明顯下降。因此，確定頂錨桿長度應為2.4 m，幫錨桿長度應為2.0 m。

（3）錨桿間排距的確定

根據(jù)錨桿承載能力，可確定錨桿間排距為［4］：

式中：αr為錨桿間排距，m；Ka為安全系數(shù)，取2.0；γ為巖層平均容重，25 kN/m3；Q為錨桿錨固力，頂錨桿取127 kN，幫錨桿取50 kN。

將數(shù)據(jù)代入，可得頂錨桿的間排距應不大于1.28 m，幫錨桿間排距應不大于1.08m。

結合工作面實際情況，確定錨桿排距均為1.0 m，利用前面建立的數(shù)值模型，進一步確定錨桿的間距，其模擬結果如下。

圖7為不同錨桿間距下圍巖的變形量圖。圖中錨桿間距為1.4 m時，切眼圍巖變形量最大，隨著錨桿間距的縮小，圍巖變形量也逐漸減小，當錨桿間距降至1.2 m后，兩幫移近量趨于穩(wěn)定，當錨桿間距降至1.0 m后，頂板下沉量趨于穩(wěn)定，錨桿間距繼續(xù)降低，但圍巖變形不再明顯變化。因此，確定頂錨桿間排距為1.0 m×1.0 m，幫錨桿為1.2 m×1.0 m。

圖7 錨桿間距與圍巖變形的關系

4.3 確定支護方案

根據(jù)理論計算和數(shù)值模擬結果，認為原22110工作面切眼支護方案基本滿足本工作面需求。因此，初步確定本工作面支護方案即為工程類比法所得方案，巷道支護斷面見圖8，若遇到地質(zhì)構造或圍巖破碎等特殊地段，可適當加強支護。

圖8 巷道支護斷面

5 結語

工作面切眼由于跨度增大，給圍巖的支護管理帶來一定困難，本文根據(jù)潞安集團潞寧煤業(yè)24102的實際地質(zhì)條件，利用理論計算和數(shù)值模擬的方法，得到以下結論：

（1）根據(jù)巷道頂板的受力情況，建立力學模型，頂板撓度與巷道跨度有著直接關系，跨度越大，頂板撓度越大，支護也就越困難。

（2）利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對不同成巷方式下巷道圍巖的破壞變形進行模擬分析，認為現(xiàn)掘進4.8 m，后擴刷2.8 m時，巷道圍巖破壞范圍最小。

（3）利用工程類比、理論計算和數(shù)值模擬相結合的方法，確定采用鄰近22110工作面巷道支護方案，基本滿足本工作面的實際需求，為工作面安全開采奠定基礎。