8.8 m超大采高綜采面回采巷道合理支護參數研究

賈士耀

(神東煤炭集團生產管理部，陜西省榆林市，719315)

我國煤炭資源中厚煤層可采儲量約占全國煤炭總量的43%，厚煤層實現安全、高效開采對我國煤炭工業發展具有重要意義[1]。厚煤層開采主要采取綜放開采技術和大采高一次采全高綜采技術，其中，綜放開采技術存在資源回收率低，頂板管理難度大的特點[2]。近年來，隨著我國井工煤礦開采技術迅速發展，大型采掘設備不斷投入使用，5.5 m、6.3 m、7 m、8 m大采高綜采工作面在神東礦區得到應用和推廣[3]。為進一步解決特厚煤層安全高效開采問題，神東煤炭集團上灣煤礦于2018年3月在12401綜采工作面開展了8.8 m超大采高開采試驗，同時，為滿足采掘、運輸和通風需求，12401工作面輔運巷的斷面尺寸設計寬度為5.4 m，高度為4.7 m，較常規巷道斷面明顯增大。因此，在保證安全、經濟合理的前提下，確定合理的大斷面巷道支護強度，對8.8 m超大采高開采技術推廣應用具有重要意義。筆者基于12401綜采工作面8.8 m超大采高開采實踐，采用工程類比、理論計算、數值模擬和現場監測等綜合研究手段[4-6]，對8.8 m超大采高綜采面回采巷道合理支護強度進行了研究，確保巷道支護效果和工作面安全高效回采。

1 工程概況

1.1 工作面地質條件

神東煤炭集團上灣煤礦12401綜采工作面埋深124～244 m，基巖厚度120～220 m，松散層厚度0～27 m；工作面范圍內無較大斷層和褶皺發育，煤層厚度穩定，煤層近水平。工作面偽頂為泥巖；直接頂為灰白色細粒砂巖；老頂為灰白色粉砂巖；直接底為黑灰色泥巖。工作面頂底板巖性特征見表1。

1.2 煤巖物理力學參數

煤巖的力學參數是巷道穩定性和錨桿支護合理參數確定的重要因素，為了給理論計算和計算機數值模擬分析提供準確可靠的巖石物理力學參數，對上灣煤礦1-2#煤層及其頂底板進行了巖石力學試驗，測試獲得的巖石力學參數見表2。

表1 工作面頂底板巖性特征表

表2 煤巖物理力學參數

2 12401工作面輔運巷支護設計

12401工作面輔運巷斷面尺寸設計為5.4 m(寬)×4.7 m(高)，巷道沿煤層底板掘進，留頂煤，且將用作下一工作面的回風巷，具有斷面大、圍巖條件復雜、服務年限相對較長的特點，選用工程類比、理論計算與數值模擬相結合的方式合理分析確定支護參數[7-9]。

2.1 工程類比

根據上灣煤礦1-2#煤層情況、圍巖性質、穩定性、基巖性質、厚度等情況及其支護經驗，并巷道參照在神東礦區應用良好的7.0 m及8.0 m大采高回采巷道的支護方式及參數，設計8.8 m采高綜采工作面主運巷的支護方式及參數，主要支護參數選取范圍見表3。

2.2 理論計算

根據8.8 m大采高工作面的地質條件等情況，回采巷道的支護方式及參數設計如下：

(1)錨桿長度的計算：

L≥L1+L2+L3

(1)

式中：L——錨桿總長，m；

L1——錨桿外露長度，取決于錨桿類型與錨固方式，一般取0.1 m；

L2——有效長度(頂錨桿取圍巖松動圈冒落高度b，幫錨桿取幫破碎深度c)，m；

L3——錨桿錨固長度，端部錨固一般取0.3～0.4 m。

圍巖松動圈冒落高度如下：

(2)

式中：B——巷道寬度，m；

H——巷道高度，m；

f頂——頂板巖石普氏系數；

ω幫——兩幫圍巖的內摩擦角，ω幫=arctan(f頂)，(°)。

表3 采用工程類比確定輔運巷支護方式及參數

(2)每根錨桿懸吊巖體重量為：G=γL2a1b1，為保證頂板的穩定性，錨桿錨固力Q應能承擔G的重量，通常情況下間排距相差不大，頂錨桿間排距的乘積應滿足下式：

(3)

式中：Q——頂錨桿錨固力，kN；

a1——頂錨桿間距，m；

b1——頂錨桿排距，m；

γ——懸吊巖石容重，kN/m3；

K——安全系數，此處取2。

(3)錨桿直徑的選擇如下：

(4)

式中：h——錨桿承載巖體高度，此處取錨桿長度，m；

Δ——錨桿材料抗拉強度，此處取38 kN/m2。

(4)錨索長度應滿足：

Lm=La+Lb+Lc+Ld

(5)

式中：Lm——錨索總長度，m；

La——錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m；

Lb——懸吊的不穩定巖層厚度，m；

Lc——托板及錨具的厚度，m；

Ld——外露張拉長度，m。

此外，La還需滿足：

(6)

式中：d1——為錨索直徑，此處取17.8 mm；

fa——錨索抗拉強度，此處取1427.31 N/mm2；

fc——錨索與錨固劑的粘合強度，此處取10 N/mm2。

(5)錨索排距的計算如下：

(7)

式中：D——錨索排距，m；

B——巷道最大冒落寬度，m；

H——巷道最大冒落高度(取錨桿最大長度)，m；

F1——錨桿錨固力，kN；

F2——錨索極限承載力，kN；

θ——角錨桿與巷道頂板的夾角，此處取90°；

n——錨索排數，此處取1。

根據以上計算方法，計算得到12401輔運巷支護強度見表4。

回采巷道頂板支護采用? 18 mm×2100 mm錨桿和? 17.8 mm×6500 mm錨索，兩幫支護采用? 18 mm×1800 mm錨桿(正幫選用玻璃鋼錨桿，規格為? 27 mm×2400 mm)，根據巷道塑性區范圍可知，設計的錨桿長度可滿足巷道支護要求，支護設計斷面如圖1所示。

表4 錨桿(索)計算結果

圖1 輔運巷支護設計方案圖

3 支護方案驗證

3.1 巷道圍巖應力—變形規律

采用FLAC 3D數值模擬軟件對輔運巷支護設計進行模擬驗證，地層模型巖性及巖層厚度根據12401工作面回撤通道附近的R113鉆孔柱狀圖設置。參考12401工作面煤巖力學試驗結果設置模型中各巖層的力學參數，在模型中設置應力、位移監測點，用于記錄運算過程中巷道圍巖應力、位移變化趨勢[10-13]。在模擬過程中將巷道掘出后進行錨桿、錨索支護，待全部支護完畢后再次進行平衡計算，錨桿、錨索布置命令采用內置Fish語言編寫，根據工作面巷道設計支護參數設置模型中錨桿、錨索支護參數見表5。

表5 錨桿、錨索支護參數

模型建立后，巷道開挖及支護效果如圖2所示。

圖2 錨桿(索)支護效果圖

巷道開掘并支護后的垂直應力分布如圖3所示。

圖3 垂直應力云圖

由圖3可知，圍巖高應力區域位于巷道兩幫煤體內部距巷幫1.3～2.2 m范圍內，應力峰值為7.46 MPa，煤體處于受壓狀態。錨桿錨固端位于高垂直應力范圍內，由于應力峰值小于煤體抗壓強度，因此該區域煤體不會受壓破壞，錨桿仍將發揮有效的錨固作用。

在巷道左幫設置垂直應力監測點，監測點距巷幫分別為0 m、1 m、2 m，監測點垂直應力曲線如圖4所示。

由圖4可知，隨著計算時步的增加，巷道左幫1 m和2 m處垂直應力先是顯著增加，隨后趨于穩定，距巷幫2 m處，垂直應力最大達7.6 MPa，距巷幫0 m處垂直應力始終保持穩定。說明錨桿支護對巷幫煤體有一定的約束作用，煤體內部應力釋放較少，巷幫淺部受到的約束作用更為明顯。

采用設計支護方案后巷道圍巖變形量較小，巷道圍巖位移云圖見圖5。由圖5(a)可知，巷道頂板下沉等值線呈拱形分布，最大下沉量出現在頂板中部，為7.9 mm。錨桿錨固端附近巖體最大下沉量僅為4 mm，錨固端附近巖體與頂板下沉量差異顯著，說明頂板錨桿對頂板淺部巖體起到了懸吊加固作用。由圖5(b)可知，巷道兩幫圍巖變形量明顯小于頂板下沉量，最大位移變形量在巷幫中線位置，兩幫最大移近量達6.9 mm，仍可滿足設計要求。

圖4 垂直應力監測曲線

圖5 巷道圍巖位移云圖

圖6 塑性區分布圖

巷道圍巖塑性分布圖見圖6。由圖6可以看出，巷道兩幫1 m范圍內煤體已經發生塑性破壞，但破壞深度明顯小于幫錨桿長度，巷道兩幫不會發生失穩。

3.2 輔運巷支護效果監測

采用KJ21型巷道礦壓監測系統，實時監測頂板變形量、離層量、超前支承壓力和錨桿工作阻力，為巷道圍巖穩定性預警和煤壁片幫預警提供基礎數據，巷道礦壓監測所需設備清單見表6。

在12401工作面回風巷正幫側安裝若干組鉆孔應力計用以監測工作面前方煤體超前應力的分布情況，鉆孔應力計的安裝深度均為9.0 m，水平間距為5.0 m。1#～8#鉆孔應力計監測數據統計見表7，1#和2#鉆孔應力計應力監測曲線如圖7所示。

表6 巷道礦壓系統設備清單

由表7和圖7可以看出，工作面超前支承壓力影響范圍為22.0～82.0 m，平均為42.4 m，其中顯著影響范圍為9.0～36.0 m，平均為17.3 m；應力集中系數為1.2～1.7，平均為1.36；應力峰值超前煤壁的距離為2～6 m，平均為4 m。因此，工作面巷道圍巖穩定性超前預警的范圍平均為工作面前方17.3 m左右，需要采取有效的超前支護，其中煤壁前方2～6 m為圍巖穩定性最危險區域。

圖7 鉆孔應力計應力監測曲線

表7 12401工作面回風巷鉆孔應力計監測數據統計

由以上監測結果可知，12401工作面回采巷道超前段礦壓顯現較為緩和，根據巷道圍巖變形量觀測，巷道頂板深部和淺部位移量均在10 mm以下，且從現場來看，運輸巷和回風巷超前段兩幫和頂底板幾乎無變形，巷道完整性好，符合典型的淺埋煤層礦壓顯現特征。具體表現為以下幾點。

(1)超前應力集中系數低，遠小于普通埋深2～3倍的應力集中系數。

(2)影響范圍小，同等采高條件下普通埋深工作面超前應力影響范圍一般在100～150 m。

(3)應力峰值距離煤壁近，普通埋深工作面應力峰值超前煤壁距離約為采高的2倍，而淺埋深8.8 m大采高工作面應力峰值距煤壁距離平均僅為采高的0.5倍左右。這主要是因為淺埋深大采高綜采工作面基載比較大，頂板易整體切落，難以形成穩定的鉸接結構，破斷后的上覆巖層作用力難以通過鉸接巖塊的水平傳遞作用傳遞至煤體深部，導致上覆巖層運動形成的應力集聚點距煤壁較近。另外，淺埋深工作面煤體硬度大，難以受壓破壞，煤體采動后塑性區范圍小，也是造成應力峰值距離煤壁較近的原因。

12401輔運巷不同測點頂板位移及離層量統計分析見表8，輔運巷頂板無明顯變形，淺部位移量為0～6 mm，平均為1.2 mm，深部位移量為0～5 mm，平均為1 mm，離層量為0～1 mm，平均為0.2 mm。可見輔運巷頂板穩定性極好，頂板幾乎無離層。

表8 12401輔運巷頂板位移及離層量分析

通過現場監測表明：工作面超前支承壓力影響范圍平均42.4 m，其中顯著影響范圍平均17.3 m；應力集中系數為1.2～1.7，平均為1.36；應力峰值超前煤壁的距離為2～6 m，平均4 m。淺埋深大采高工作面超前應力分布具有應力集中系數低、影響范圍小、應力峰值距煤壁近的特點。煤柱側向支承壓力應力集中系數一般為1.26～1.76，平均為1.51；應力升高位置超前工作面的距離一般為16.5～48.0 m，平均為38.1 m；煤柱內垂直應力集中系數近似呈馬鞍形曲線，25 m煤柱滿足護巷需要，并有一定富余量。根據圍巖移動傳感器監測，輔運巷圍巖變形和離層量均在10 mm以下，圍巖穩定性好，頂板幾乎無離層。

通過數值模擬和現場監測驗證，12401輔運巷支護設計完全符合巷道使用要求。

4 結論

(1)基于12401工作面巷道圍巖性質，采用工程類比、理論計算相結合的方法確定8.8 m超大采高綜采工作面輔運巷采用“錨網索帶”聯合支護的方式，并明確了詳細的巷道支護參數。

(2)利用數值模擬與現場監測支護方案進行驗證，模擬和監測結果表明，頂板最大下沉量7.9 mm，巷道圍巖變形量平均值小于10 mm，符合回采巷道支護設計要求；錨桿(索)錨固范圍均超過圍巖塑性區，有效地維護了巷道圍巖穩定性。工作面回采時，巷道圍巖變形量和錨桿工作阻力顯著增加，未破壞巷道穩定性，設計方案完全滿足巷道使用要求。

(3)8.8 m超大采高綜采工作面回采巷道支護的設計和驗證，豐富了超大采高綜采工作面支護經驗，為日后該技術推廣應用提供了借鑒。