余吾煤礦受采動影響巷道支護方案優(yōu)化

徐云飛

（山西潞安工程勘察設(shè)計咨詢有限責任公司，山西 長治 046200）

回采巷道支護與維護問題是礦井高產(chǎn)高效與安全生產(chǎn)的主要制約因素，回采巷道嚴重變形問題對礦井工作面安全開采極其不利。研究巷道圍巖變形及破壞特征，對優(yōu)化巷道支護方案，保證工作面安全生產(chǎn)具有重要意義。近年來，我國學者對采動影響圍巖破壞進行了大量的研究，文獻［1］運用數(shù)值模擬分析了深部沿空留巷圍巖變形情況，文獻［2］通過現(xiàn)場實測研究了深井大斷面煤巷圍巖的變形特征，文獻［3-6］指出受采動影響的巷道圍巖控制技術(shù)主要有錨網(wǎng)噴支護、棚式支護，注漿加固支護?；谇叭说难芯?，本文針對余吾煤礦S8104工作面受采動影響，巷道圍巖變形量大、難以管理等問題，采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測的方法，對原巷道支護方案進行優(yōu)化，研究結(jié)果可為相鄰工作面回采巷道支護提供技術(shù)支撐。

1 工程概況

余吾煤礦S8104采煤工作面埋深約500 m，所采煤層為山西組中部3#煤層，該煤層平均厚度為6.5 m，傾角0°～10°，3#煤以鏡煤為主，亮煤次之，含暗煤。S8104工作面采煤方法為走向長壁、后退式大采高低位放頂煤采煤法，采高3.2 m，放頂煤3.3 m，工作面長度300 m?；仫L巷道采用“錨索-錨桿加廢棄鋼絲繩”聯(lián)合支護，頂板錨桿采用Φ20 mm×L2200 mm細牙螺紋錨桿，支護間排距為800 mm×800 mm，幫錨桿采用Φ16 mm×L1800 mm的粗牙螺紋錨桿。頂板錨索采用Φ15.24 mm×L6000 mm鋼絞線錨索，與豎直方向夾角15°,間排距為1000 mm。巷道支護設(shè)計見圖1。

圖1 回風巷支護設(shè)計平面

工作面兩道超前支護20 m范圍內(nèi)采用11#工字鋼配合雙排DW單體液壓支柱架設(shè)棚子作為超前支護，棚架間距0.9 m，超前支護設(shè)計及支護效果見圖2、圖3。

圖2 超前支護設(shè)計

圖3 超前支護段圍巖變形

由圖3可以看出，S8104回風巷錨桿-錨索加廢棄的鋼絲繩聯(lián)合支護，僅僅可以控制巷道圍巖在未受采動影響下的穩(wěn)定，在超前支承壓力影響范圍內(nèi)很難控制巷道圍巖變形。從現(xiàn)場反映出來的問題可以說明，S8104回風巷支護方案不合理，鋼絲繩的作用不明顯，錨桿錨索錨固深度和支護強度不夠，無法有效控制受超前支承壓力影響的巷道圍巖變形量。

2 不同支護下采動巷道數(shù)值模擬

合理的支護方案不僅能夠有效控制巷道圍巖變形，而且可以保證工作面快速推進。針對S8104回風巷巷道超前支護段圍巖變形嚴重，以下將探討改進原支護方案，并對其改進后支護方案的支護效果進行數(shù)值模擬分析。

2.1 巷道變形規(guī)律分析

1）模型建立及方案設(shè)計

采用FlAC3D數(shù)值模擬軟件對巷道改進支護方案后，在超前支承壓力影響下，巷道圍巖移動變形量及塑性區(qū)分布進行模擬分析。模型長×高×寬為20 m×20 m×1 m，模型四周施加水平位移約束，底界面施加垂直位移約束，頂界面通過施加12.5 MPa、25 MPa、37.5 MPa的垂直應力，模擬應力集中系數(shù)K為1、2、3時的超前支護段巷道圍巖力學分布規(guī)律。數(shù)值計算模型見圖4，模型巖體力學參數(shù)見表1。

圖4 變形分析模型

表1 巖石物理力學參數(shù)

2）方案設(shè)計

在原支護方案基礎(chǔ)上，通過改變錨桿間排距和頂板施加槽鋼聯(lián)合錨索設(shè)計了兩種支護方案，與原支護方案進行對比，分別分析了不同錨桿間排距、頂板有無槽鋼對圍巖控制的效果。

方案一：錨桿間排距800 mm，即原支護方案。

方案二：錨桿間排距800 mm，頂板施加槽鋼聯(lián)合錨索。

方案三：錨桿間排距1000 mm，頂板施加槽鋼聯(lián)合錨索。

2.2 巷道圍巖塑性區(qū)分布

圖5 方案一不同K值圍巖塑性區(qū)分布

圖6 方案二不同K值圍巖塑性區(qū)分布

圖7 方案三不同K值圍巖塑性區(qū)分布

通過對比圖5、6、7可以看出，隨著應力集中程度的增加，巷道破壞從四個肩角逐漸向頂板中部和兩幫中部擴展，超前支承壓力越大，對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響越明顯，巷道圍巖的破壞程度越大。從塑性區(qū)的分布形態(tài)來看，圍巖主要破壞區(qū)域集中在巷道頂板和左右兩幫，對底板圍巖的影響較小，只對原方案有影響。當應力集中系數(shù)K為1時，三種方案圍巖破壞范圍主要集中在巷道的四個肩角處，且破壞范圍較小。當應力集中系數(shù)K為2時，三種方案塑性區(qū)破壞深度都發(fā)生不同程度的擴展，但方案二擴展范圍最小，方案一和方案三右?guī)臀恢靡褵o明顯的彈性區(qū)域。當應力集中系數(shù)K為3時，方案三圍巖破壞范圍最大，破壞深度最大，方案二相對于方案一來說，頂板破壞程度最小，底板基本不破壞，兩幫最大破壞深度基本相同。

圖8 不同支護方案圍巖破壞深度對比

對比三種方案的巷道圍巖破壞深度，當K值逐漸提高時，方案一支護條件下，圍巖破壞深度為0.20 m，0.41 m、0.86 m；方案二支護條件下，最大塑性區(qū)破壞深度為0.18 m、0.29 m、0.70 m；方案三支護條件下，最大塑性區(qū)破壞深度0.17 m、0.60 m、1.20 m。對比方案一和方案二，可以說明槽鋼聯(lián)合錨索，能夠有效提高支護系統(tǒng)對圍巖變形的控制作用，塑性區(qū)范圍減??；對比方案二和方案三可以看出，頂板采用槽鋼聯(lián)合錨索，錨桿間排距越大，支護系統(tǒng)對圍巖變形的控制作用反而減弱，塑性區(qū)范圍增加。

2.3 圍巖變形特征分析

表2 圍巖變形量統(tǒng)計

在原巖應力條件下，即K為1時，三種方案巷道圍巖的變形量相對較小，且不同支護方案之間相差不大；但隨著應力集中系數(shù)不斷增大，即K大于1時，相同支護方案的巷道圍巖在支承壓力影響下，圍巖變形量隨K值增大而逐漸增大。同一K值，巷道施加槽鋼支護能夠有效控制圍巖變形，增大錨桿間排距會增大巷道圍巖變形量。

3 巷道改進支護效果實測

圖9 頂板桁架串錨索支護現(xiàn)場效果

由圖9可以看出，相比原支護條件下巷道圍巖控制效果，S8104回風巷頂板采用桁架聯(lián)合錨索支護技術(shù)后，圍巖控制效果較原支護效果好，頂?shù)装寮皟蓭途闯霈F(xiàn)較明顯的大變形。

圖10 測站布置

對現(xiàn)場采用的兩種巷內(nèi)支護方案頂板錨桿受力情況和頂?shù)装逑鄬σ平窟M行監(jiān)測，監(jiān)測站布置見圖10，每個測站安設(shè)一個錨桿壓力測點和一個頂?shù)装逑鄬σ平勘O(jiān)測點。

圖11 錨桿錨固力監(jiān)測數(shù)據(jù)

從圖11中可以看出，兩種支護方案測點錨桿錨固力變化存在較大差異。原支護條件下，測站1在距離工作面大于50 m時，錨桿軸力小于10 kN，說明測點位置未受采動影響，巷道圍巖仍然處于相對穩(wěn)定狀態(tài)；在距離工作面小于50 m時，錨桿軸力開始呈線性增長，測點位置開始受采動應力影響；在距離工作面10 m時，錨桿軸力突增隨后驟降，說明測點位置頂板圍巖在超前支承壓力作用下離層嚴重，錨桿脫錨，巷道圍巖失去控制。支護方案改進后，錨桿軸力小于10 kN的范圍比原方案提高20 m，即測站2在距離工作面30 m時，候錨桿應力開始線性增加，在距離工作面還有5 m時，錨桿軸線應力增加到最大，但沒有失效，說明錨桿錨固力能夠一直維持巷道圍巖穩(wěn)定，巷道在超前支承壓力作用下離層現(xiàn)象得到有效控制。

圖12 頂?shù)装逡平勘O(jiān)測結(jié)果

從圖12中可以看出，當工作面還在測站后方較遠處時，巷道未受到采動影響，測站1、測站2的頂?shù)装逡平恐挥?0 mm左右。受采動影響后，測站1在距離工作面55 m處，頂?shù)装逡平侩S著工作面的推進跳躍式突增，在距離工作面還有10 m時，頂?shù)装逡平繛?46 mm；測站2隨著工作的推進，頂?shù)装逡平吭鏊佥^緩，在距離工作面40 m時才明顯上升，在距離工作面10 m時，頂?shù)装逡平孔畲笾禐?1 mm。綜上所述，采用新的支護方案后，頂?shù)装逡平康玫胶芎每刂?，有效地保證了工作面安全生產(chǎn)。

4 結(jié)語

1）高應力集中對巷道圍巖變形破壞影響顯著，應力集中系數(shù)K值越大，巷道塑性區(qū)范圍急劇增大，頂板及兩幫位移增加亦顯著。

2）采用方案二錨桿間排距800 mm、頂板施加槽鋼聯(lián)合錨索支護可有效減少圍巖破壞范圍，降低巷道邊角的應力集中程度。

3）方案二支護現(xiàn)場實測錨桿錨固力足，頂?shù)装逡平啃。捎行Э刂葡锏绹鷰r變形。