礦井煤層大斷面巷道支護參數優化及應用研究

栗 東

（山西三元煤業股份有限公司，山西 長治 046013）

引言

隨著煤礦開采作業的不斷進行，為提高礦井產能，目前礦井工作面的橫截面愈發朝大斷面形態發展[1]。大斷面不僅能夠提高煤炭資源的產量，而且給一線作業人員提供了更多的作業空間，但是對安全生產保障造成了更大的難度，尤其是開挖對于工作面支護技術提出了更高的要求。礦井工作面支護形式多種多樣，目前對于大斷面常采用的支護形式是錨桿支護，該支護形式是礦井工作面所采用的常見支護形式，其技術參數選擇對于支護效果效果有著重要的影響，還將會對工作面支護成本以及礦井工作效率造成影響。根據大斷面不同的地質環境和煤礦行業安全規程，對大斷面錨桿支護的參數進行合理優化，以大斷面運輸順槽的頂板和兩幫作為錨桿支護參數優化的研究對象[2]。采用數值模擬分析的方法建立起地質模型結構，通過數據分析對大斷面支護的優化前后效果進行對比分析[3]。

1 工作面圍巖變形監測分析

截取某礦井某段大斷面的工作面作為研究對象，通過前期的技術監測，獲得實際數據可為后期大斷面錨桿支護參數設計提供數據支撐并指導參數的優化。

主要監測的類型為位移、壓力等相關地質物理量，最重要的是得到大斷面錨桿支護受力變化曲線，可以得出原有大斷面支護方案下錨桿是否符合安全要求。通過專業的監測工具和方法得出了大斷面錨桿受力曲線變化圖如圖1 所示。

圖1 錨桿受力數據曲線示意圖

由圖1 可知，在現有支護技術下，大斷面巷道頂板及兩磅幫的錨桿受力曲線是呈上升增加的趨勢，當達到距監測斷面位置40 m 的位置時，各類錨桿軸數據曲線趨于穩定。其中頂板的錨桿受力最大為1.3 kN，上下兩幫的最大值分別為1.1 kN 和1.02 kN。雖然錨桿受力數值到距離監測位置一定距離后會趨于穩定，但是整體的受力的平均值與最大值之間的偏差達到了35.16%，不利于保障大斷面在整個工作面范圍內錨桿支護的可靠性。原有錨桿支護方案會使得局部支護效果較好，而另一部分的斷面位置錨桿支護效果較差，不能均衡整個工作面的支護效果，容易使得局部出現安全隱患。因此需要對大斷面支護方案進行優化設計，從優化方案參數角度出發，解決整個工作面錨桿支護性能不均衡的問題。

2 原有支護方案數值模擬計算分析

2.1 有限元模型的建立

在完成原有支護方案現場錨桿受力分析后，也應對大斷面巷道圍巖的等效應力進行數值模擬分析，更能體現出原有支護方案在大斷面錨桿支護方面的短板。

首先應建立起數值模擬分析所使用的有限元模型，由于現場的圍巖的巖石成分包括泥巖、砂巖、粉砂巖等多種巖石成分結構，通過巖石成分占比分析得出仿真模型的體積模量為5.75 GPa、剪切模量為5.08 GPa、抗拉強度為5.6 MPa、密度設置為2 660 kg/m3[4]。

結合地層巖石分層分布情況，整體素質分析模型的長度為87.5 m，設置綜采開采高度為8 m，模型考慮有為各項異性材料，并對部分回采情況進行必要的簡化，在x、y、z 三個軸方向實施位移約束，約束邊界設置為無反射邊界條件[5]，模擬實際地質煤層無限大的情況，設置仿真模型如圖2 所示。

圖2 大斷面煤層數值模擬模型示意圖

2.2 數值模擬結果分析

原有支護方案在對工作面頂板以及兩幫的支護作業下，大斷面巷道出現了頂板下沉和底板上鼓的現象，然而工作面兩幫的位移量并不大，其中頂板的下沉量為20.11 mm，底板上鼓量為8 mm，位移分布云圖如圖3 所示。從位移分布云圖計算結果來看，雖然位移量符合煤礦行業安全技術標準，但在長時間作業下，就會產生安全隱患，有必要對錨桿支護參數進行進一步優化，減小頂板和底板的位移量。

圖3 大斷面巷道位移（m）分布云圖示意圖

通過對位移分布云圖計算后，分析大斷面巷道的應力分布云圖，其中最能保障大斷面巷道是豎向應力分布，巷道豎向應力分布較小就能抵御來自上部的豎向載荷，使作用力在巷道內重新進行均勻分布，保障巷道整體的安全性，應力分布云圖如圖4所示。

由圖4 可知，在完成對大斷面巷道開挖支護后，最大的應力數值為5.39 MPa，最大應力出現的位置是巷道頂板上部，在通過支護作業后，應力分布數值小于的巖石自身的抗剪強度，并能保證在一定時間內維護穩定狀態，但該時間維護較短，不能長期保持，需要對支護方案技術措施重新審核并制定。

3 支護參數優化設計

3.1 頂板錨桿支護設計

圖4 大斷面巷道應力（Pa）分布云圖示意圖

對于大斷面巷道頂板的錨桿支護是最關鍵的技術措施，根據工作面寬度和高度，考慮地層動壓影響系數[6]，首先通過相關公式進行理論計算得出了支護參數優化后的數據為6 根Φ18 mm×2 200 mm 型螺紋鋼錨桿，每兩根螺紋鋼筋之間的間距為1.2 m×1.2 m，深入巖石的某個長度為鋼筋直徑的20 倍。

3.2 兩幫錨桿支護設計

按照與頂板錨桿支護參數優化的設計原則，分別對正幫和負幫的錨桿支護參數重新設計，通過計算公式設計出參數結果為5 根Φ16×1.6 m 型玻璃鋼錨桿，間排距為1.2 m×1.2 m，其中使用拱形托盤，托盤尺寸為160 mm×160 mm。

4 優化后支護方案的應用分析

與原有支護方案數值模擬分析的同等條件，對優化后的支護方案進行分析計算，模擬在現場實際應用過程中的效果。

通過數值計算，由圖5 可知，大斷面巷道在利用優化后支護方案得出的支護參數情況下，模擬分析掘巷期間順槽的頂板下沉量和底板底臌量分別為19.57 mm和5.9 mm，位移影響區約1 m 左右，與原有支護方案近似相等。

圖5 優化后大斷面巷道位移（m）分布云圖示意圖

但是大斷面巷道在支護參數優化后，開挖支護的豎向力會進行重新分布，經歷一定時間后保持穩定，由圖6 所示。順槽左側和右側水平位移值均為2.2 mm；順槽頂板無明顯位移，兩幫位移影響區約1 m，圍巖變形小，處于穩定性狀態。

圖6 優化后大斷面巷道應力（Pa）分布云圖示意圖

由圖7 可知，運輸順槽在支護參數優化后，經過200 步的計算之后圍巖的變形趨好于平穩，并保持穩定，頂板的位移、底板的位移量分別為18.3 mm、4 mm，左幫位移、右幫位移為3.1 mm、3.3 mm，與圍巖的位移云圖相互對應，其頂底板的圍巖應力在經過550 步的計算之后圍巖的計算之后趨于平穩，并保持穩定，說明優化后的支護參數比原有支護方案設計更加合理，更適用于大斷面焊道的支護作業。

圖7 優化后大斷面巷道圍巖變形統計圖

5 結論

1）對支護技術的參數重新進行了參數設計，提升了大斷面巷道支護技術的安全可靠性，保障了礦井安全生產效率高效常態化。

2）通過數值模擬分析技術，對優化前后支護技術的關鍵指標進行對比分析，得出了優化后的支護方案，該方案有效地提高了大斷面巷道的支護安全性，為煤礦行業研發新型支護技術提供了依據。