深礦井錨網支護方案優化分析

何 光

(陜西麟北煤業開發有限責任公司園子溝煤礦，陜西 寶雞 721505)

0 引言

目前我國開采深度超過1 000 m的生產(在建)礦井達到47處[1]。在高地應力情況下，煤巖體發生了顯著的變化，從脆性變為彈性，巖體內顯現出明顯的流變、蠕變和膨脹特征[2-3]。高地應力和煤巖體特征決定了深部開采礦井將會遇到一些動力災害，這些災害主要發生在巷道附近。因此，深部開采的關鍵和主要問題就是巷道支護。

錨桿支護技術在中國主要礦區的大面積傳播和應用，產生了巨大的技術和經濟效益。目前，國內外錨桿支護設計方法可分為3類，即：工程類比法、計算方法和數值模擬方法[4]。工程類比法有很大的隨意性，不能解決復雜的邊界問題，因此，它的應用有限[5]。將計算方法和數值模擬方法相結合，采用計算方法，確定數種支護方案，然后采用數值模擬方法確定深礦井煤巷最優的錨桿支護方案，在嚴格遵守所提出的施工管理措施的基礎上，巷道斷面變形將得到有效控制。

1 回采巷道錨桿阻力和巷道表面位移監測

1.1 礦井回采巷道錨桿阻力和表面位移監測

礦井位于吉林省西部，產量3.0 Mt/a，地表標高為+521.0 m，三水平標高為-700 m，目前開采深度已經超過1 000 m。-650區段回風平巷采用錨網支護方式，錨桿長度為2.5 m，直徑為20 mm，錨桿間排距為0.8 m×0.8 m。錨索采用螺紋鋼，直徑為15.4 mm，長度為6.0 m，間排距為2.4 m。在巷道掘進過程中，發現巷道表面變形情況嚴重，巷道四周向內側臌包嚴重。因此，有必要對巷道表面位移和錨桿阻力進行測試，以便于判斷圍巖的穩定性。

在-650 m回風平巷內設置1號和2號兩個測量斷面，距離為20 m左右[6]。1號測量斷面靠近掘進面，距離為12 m左右。每個測量斷面布置5個錨桿測力計，錨桿阻力可以直接從錨桿測力計讀出。測量結果表明，巷道右幫和右頂角錨桿的阻力增加量遠比其他部位大，其原因可能是巖體應力大部分被回采巷道右側的煤壁承擔所致。據此可推斷，巷道左側煤壁已經壓裂，淺部離層已經出現。

巷道表面位移測量結果表明，巷道頂底板距離和巷道寬度在12 d后傾向于穩定。斷面頂底幫移近量均為50 mm。1號斷面和2號斷面頂底板移近距離分別為140 mm和65 mm。巷道表面變形如此大，因而應該采取措施控制變形量。

通過以上分析，再結合現場實際觀察和測量，可以得出結論，-650 m回風平巷錨網支護參數應該進行優化，以便于更好地適應深部開采的需要。

1.2 巷道圍巖松動圈測量

實踐已經證明，松動圈對巷道的穩定性和巷道支護程度具有密切的聯系[7]。松動圈的測量對于選擇合理的支護方法和支護參數，減少巷道維護成本具有重要的作用。實踐中采用BA-Ⅱ型松動圈測試儀測定松動圈。首先，在測點巷道左幫、右幫和頂板鉆3個測量孔，注水后放入儀器進行測量，鉆孔布置如圖1所示，測量結果如圖2所示。結果表明，巷道左幫、右幫和頂板的松動圈分別為1.6 m、1.8 m和1.5 m。按照圍巖分類標準，巷道所處圍巖屬于大松動圈圍巖[8]。松動圈測量結果如圖2所示，由于圍巖中總存在硬的夾層，或者是弱面、裂隙帶等，這將會造成得到的“孔深-速度”曲線帶有向上或者向下的尖點，判斷松動圈時，要剔除這些異常點，從總曲線的總體趨勢上判斷。

圖1 松動圈測試時的鉆孔布置

圖2 炮孔深度和波速曲線

2 錨桿和錨索支護參數設計

由于巷道的松動圈范圍為1.5～1.8 m，所以錨桿和錨索支護參數應該按照組合拱理論進行設計[9]。

2.1 錨桿支護參數確定

根據相關文獻，可用下式計算錨桿參數[10-11]

L=L1+L2+L3

(1)

式中：L—錨桿長度，m；L1—錨桿的外露長度，m；L2—錨桿的有效長度，m;L3—錨桿的錨固段長度，m。

通常L1=0.1 m，L2應大于等于松動圈尺寸，L3=0.3～0.4 m。

m≤0.5L

(2)

m≤1.1

(3)

L2=b+m

(4)

式中：m—錨桿間排距，m；b—組合拱厚度，m。b根據經驗取值，對于Ⅳ類圍巖，b=0.9;對于V類圍巖，b=1.1；對于Ⅳ類圍巖，b=1.4，此處b=0.9。

(5)

式中：d—錨桿間排距，mm。按照上面的公式，經過計算，確定錨桿各參數為：L=2.2 m(目前采用2.5 m)，d=22 mm(現在采用20 mm)，m=0.8 m，b=1.0 m。

2.2 錨索參數確定

X=X1+X2+X3

(6)

式中：X—錨索長度，m；X1—錨索外露長度，m；X2—錨索錨固長度，m；X3—潛在不穩定巖層高度，m。通常X1=0.2 m；X2等于巷道寬度。

s=3σ/(4B2γ)×k

(7)

式中：s—錨索排距，m；σ—每根錨索最低破斷載荷，kN；γ—煤巖體積力，kN/m3；B—巷道寬度h，m；k—安全系數。此處σ=260 kN，γ=14.4 kN/m3，k=0.5。

m=0.85B/n

(8)

式中：m—錨索間距，m；n—排數。據以上公式，確定錨索參數：X=6.0 m，s=1.54 m，m=1.2 m。

3 不同支護方案的數值優化

按照以上計算，再結合目前掘進巷道所采用的支護方式，提出了3種可行的錨桿錨索支護方案，見表1。

表1 不同的支護方案

采用數值模擬軟件FLAC3D，建立了錨桿錨索支護模型。模型的長、寬、高分別為45 m、20 m、50 m，總共分為301 995單元，55 063節點。

圖3 垂直應力分布(方案1)

圖3、圖4和圖5是各方案的垂直應力分布，從以上3圖中可以看出，最大應力分別為24.4 MPa、27 MPa和27.9 MPa。顯然第一種方案應力集中程度最低，巷道圍巖應力狀態較好。圖6、圖7和圖8是水平位移分布，可看出最大的水平位移分別為204 mm、260 mm、280 mm。圖9、圖10和圖11是垂直位移分布，可看出，頂板下沉量分別為173 mm、212 mm、243 mm。底板臌起量分別為318 mm、343 mm、381 mm。總體來說，方案1應力相對較小，變形量較小，是最佳的支護方案。

圖4 垂直用力分布(方案2)

圖5 垂直應力分布(方案3)

圖6 水平位移分布圖(方案1)

圖7 水平位移分布圖(方案2)

圖10 垂直位移分布圖(方案2)

圖11 垂直位移分布圖(方案3)

a-參數優化前巷道支護效果；b-參數優化后巷道支護效果圖12 巷道支護效果前后對比圖

采用方案1的支護參數1個月后，對巷道的變形情況進行了復查，掘進面后方12 m處巷道形狀如圖12中(b)所示，可見，改變了參數后，與原支護參數下巷道斷面(a)比較，巷道斷面變形得到了控制，擴大了巷道的有效斷面。巷道表面位移監測數據表明，掘進前期巷道變兩幫及頂底板變形量相對較快，后期處于緩慢變形階段，最終達到相對穩定的狀態。1號斷面和2號斷面頂底幫移近量均為35 mm，1號斷面和2號斷面頂底板移近距離分別為55 mm和35 mm。與原有方案對比，巷道表面變形明顯收窄。

4 結論

(1)通過監測巷道表面位移和錨桿支護阻力，發現-650回風平巷巷道表面位移量很大，巷道圍巖出現離層，支護方式需要改進。

(2)巷道左幫、右幫和頂板的圍巖松動圈值測定結果表明，巷道圍巖屬于大松動圈圍巖，在此基礎上，采用組合拱理論設計了錨桿和錨索支護參數。

(3)在錨桿錨索支護理論計算和現場經驗的基礎上，提出了3種支護方案。采用FLAC3D數值模擬軟件，對3種支護方案進行了數值模擬，提出了最優支護方案。實踐表明，優化支護參數后，巷道斷面變形得到了有效控制。