泰山隆安礦綜采工作面大跨度切眼支護設計分析

曾 泰

(山西煤炭運銷集團泰山隆安煤業有限公司，山西省忻州市，036600)

1 前言

隨著錨桿和錨索支護技術的進步，以及大采高設備的引進，切眼斷面越來越大。普通錨桿及錨索支護方式已經不能滿足實際使用需求。為此國內外學者對此項工作做了大量研究：廖保明等基于等效橢圓法計算大跨度矩形巷道(開切眼)圍巖的破壞范圍；袁性涵利用FLAC3D軟件，研究了巷道掘進過程中破壞和坍塌作用的發育與演化；楊雙鎖等綜合應用錨桿支護理論和設計方法，對錨桿(錨索)支護參數進行理論計算，采用錨網索聯合支護及桁架錨索等方式控制大跨度、大采高度條件下的開切眼圍巖的變形，為大跨度切眼安全高效施工提供依據。

2 工程概況

2.1 地質概況

泰山隆安礦位于河東煤田，8201工作面開切眼最寬處達到10.7 m。工作面煤層為二疊紀山西組下部煤層，煤巖層總體近南北走向，呈向西傾斜的單斜構造，煤層傾角為2°～8°，平均4°左右；煤層賦存區厚度5.0 m～6.3 m，平均厚度5.3 m。直頂板為泥巖，厚度8.04 m。基本頂為中砂巖，厚度21.74 m。8#煤直接底為泥巖，厚度1.53 m。底板為粗砂巖，厚度5.0 m。煤層綜合柱狀圖見圖1。

圖1 泰山隆安礦8#煤層地層綜合柱狀圖

2.2 設計原理

錨桿+錨索聯合支護是大斷面切眼支護技術的基本原理，采用錨桿及時支護，在頂板還沒有發生離層時就使用錨桿加固，以維護頂板完整穩固。錨索施工至直接頂中，對直接頂給予一定的壓力，預防圍巖松動變形，保障圍巖穩定。

錨索和錨桿都有加固和懸吊松動圍巖的作用。當錨桿和錨索一起施工安裝時，錨桿與錨索對圍巖起到共同的加固作用。圍巖與支護結構相互作用的關系如圖2所示。

圖2 圍巖與支護相互作用的關系

由圖2可知，錨桿+錨索共同支護時，曲線2與曲線1相交，說明聯合支護提高了承載能力，在曲線的交點A處，圍巖的變形得到控制，保證了圍巖的穩定。因此在實際工程中，多采用錨桿+錨索聯合支護。

2.3 支護參數的確定

根據煤礦常用的經驗分析和工程類比的方法，結合8#煤層其他工作面切眼的幾何參數特征，初步設計切眼中部支架段寬度9.2 m，采煤機機窩段寬度為10.2 m，切眼過渡支架架窩段寬度為10.7 m，支護方案設計如圖3所示。

圖3 8201綜采工作面切眼布置圖(單位：m)

2.3.1 9.2 m段支護參數

9.2 m段支護設計示意圖如圖4所示。

錨桿支護參數：頂錨桿自巷道中心開始布置，間距1100 mm，排距1000 mm，兩角錨桿向外側偏斜10°，其余的垂直于頂板。

錨索支護參數：從自巷道中心開始布置，間距1600 mm，排距2000 mm。

圖4 9.2 m段支護設計示意圖

2.3.2 10.2 m段支護參數

10.2 m段支護設計示意圖如圖5所示。

錨桿支護參數：頂錨桿自巷道中心開始布置，間距1100 mm(非回采側最后一根錨桿間距1000 mm)，排距1000 mm，兩角錨桿向外側偏斜10°，其余的垂直頂板。

錨索支護參數：從自巷道中心開始布置，間距1600 mm，排距2000 mm。

2.3.3 10.7 m段支護參數

10.7 m段支護設計示意圖如圖6所示。

錨桿支護參數：頂錨桿自巷道中心開始布置，間距1100 mm，排距1000 mm，兩角錨桿向外側偏斜10°，其余的垂直頂板。

錨索支護參數：從自巷道中心開始布置，間距1600 mm，排距2000 mm。

圖5 10.2 m段支護設計示意圖

圖6 10.7 m段支護設計示意圖

2.3.4 其他支護

切眼中部布置兩排木支柱，木支柱均采用直徑不小于180 mm的紅松圓木，排距1200 mm，柱距1500 mm，帶帽支護，柱帽規格600 mm×400 mm×80 mm。根據實際支護效果，柱距可以適當減小。

3 8201工作面切眼支護方案分析

3.1 建立模型采用的理論依據

FLAC3D軟件在解決巖土工程問題上有很強的優越性，在煤礦工程設計工作中的應用也越來越廣泛。該軟件在煤礦支護設計分析上主要采用CABLE單元，即通過自帶FISH語言編寫與設計支護參數一致的命令，對錨桿、錨索的端頭、自由段、錨固段賦值來模擬預應力錨桿、錨索。

根據泰山隆安礦地質條件，采用FLAC3D數值模擬軟件建立數值計算模型，模擬分析支護方案的支護效果及可行性，計算中采用莫爾-庫侖模型和空單元模型(巷道開挖和工作面回采)。

3.2 建立模型

3.2.1 模型范圍及邊界條件

根據8201工作面實際地質條件及尺寸并考慮到邊界效應，模型兩邊需留出各25 m的保護煤柱，因而確定模型尺寸為150 m×255 m×53.5 m。

數值計算模型邊界約束條件、載荷條件確定如下：模型X軸兩端邊界施加沿X軸的約束，即邊界X方向位移為零；模型Y軸兩端邊界施加沿Y軸的約束，即邊界Y方向位移為零；模型底部邊界固定，即底部邊界X、Y、Z方向的位移均為零；模型頂部為自由邊界；Z軸方向設定自重載荷。

3.2.2 模型力學參數確定

根據煤巖層賦存及FLAC3D建模需要，測定了煤巖物理參數，見表1。

表1 模型煤巖物理力學參數

根據礦區地應力實測數據，模型X軸方向施加4.5 MPa的應力，模型Y軸方向施加2.8 MPa的應力，模型Z軸方向施加3.6 MPa的應力。為了能更好地模擬破碎圍巖的力學行為，采用Mohr-Coulomb準則作為煤巖體的本構關系，綜合考慮軟件計算精度和運算速度，對模型網格進行適當劃分并對8#煤層上覆煤巖層進行適當簡化。

3.2.3 模擬分析步驟

首先計算模型在煤層未受采動時的原巖應力狀態，形成初始應力場，在此基礎上逐步開挖8#煤層回采巷道并進行支護，最后開挖8#煤層。

模型分析流程為：建立初始模型→初始應力場平衡→開挖回采巷道→進行支護→計算平衡→回采8#煤層→計算平衡。

3.3 支護效果合理性分析

3.3.1 9.2 m段合理性分析

9.2 m段切眼頂底板位移量、兩幫位移量和垂直應力分別如圖7、圖8和圖9所示。由圖7、圖8和圖9可知，9.2 m段切眼頂底板最大位移量2.6 cm，兩幫最大位移量1 cm，垂直應力分布6.78 MPa。

圖7 9.2 m段切眼頂底板位移量

圖8 9.2 m段切眼兩幫位移量

圖9 9.2 m段切眼垂直應力分布

3.3.2 10.2 m段合理性分析

10.2 m段切眼頂底板位移量、兩幫位移量和垂直應力分別如圖10、圖11和圖12所示。由圖10、圖11和圖12可知，10.2 m段切眼頂底板最大位移量2.86 cm，兩幫最大位移量1.08 cm，垂直應力分布6.68 MPa。

圖10 10.2 m段切眼頂底板位移量

圖11 10.2 m段切眼兩幫位移量

圖12 10.2 m段切眼垂直應力分布

3.3.3 10.7 m段合理性分析

10.7 m段切眼頂底板位移量、兩幫位移量和垂直應力分別如圖13、圖14和圖15所示。由圖13、圖14和圖15可知，10.7 m段切眼頂底板最大位移量2.92 cm，兩幫最大位移量1.12 cm，垂直應力分布6.70 MPa。應力分布最大處均在兩幫中部。

通過對頂板、底板以及兩幫位移量角度分析可知，支護后巷道整體位移量很小，能滿足巷道的使用要求，說明巷道的支護強度能控制巷道圍巖的變形，支護方案符合礦井安全生產要求。

圖13 10.7 m段切眼頂底板位移量

圖14 10.7 m段切眼兩幫位移量

圖15 10.7 m段切眼垂直應力分布

4 結論

利用數值模擬方法分析了泰山隆安礦8201工作面開切眼的支護效果，結果表明，開切眼的應力集中系數和位移量較小，應力集中區分布在切眼的兩幫，總體分析，巷道支護方案合理，符合礦井安全生產要求。