張巖雄,宋云龍,閆循強,遲羽淳
(1.山西馬堡煤業有限公司,山西 長治 046300; 2.煤科集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;3.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122)
隨著國家經濟發展,能源需求加大,煤礦開采深度逐年遞加,巷道圍巖支護成為急需解決的難題[1]。錨桿支護設計作為一種有效的巷道支護方式,也代表了煤礦巷道支護的發展方向,取得了較好的效果[2-3]。錨桿支護參數的選擇有利于充分展現錨桿支護的優勢,能確保巷道安全[4]。如果支持形式和參數不合理,將導致2個結果:①支護過剩,不僅浪費支護材料,而且影響掘進速度,回采期間因支護強度過大,巷道頂板不易垮落,造成安全隱患;②不能有效控制圍巖變形,不能滿足巷道的安全使用。
為解決以上問題,本文通過動態錨桿支護設計[5],采用數值模擬、理論計算,優化礦井錨桿長度、錨桿密度支護參數,并將設計參數應用于現場,配合礦壓監測,保證了巷道安全,能夠為本煤層支護參數選擇提供參考。
山西馬堡煤業有限公司隸屬于山西省煤銷集團長治分公司,現開采8號、15號煤層。8號煤層3個采區,15號煤共有4個采區,2層煤同時開采。15號煤層偽頂為砂質泥巖,平均厚度0.20 m;直接頂為粉砂質泥巖,平均厚度3.65 m;基本頂為細砂巖,平均厚度5.65 m,粉砂質泥巖抗拉強度1.0 MPa,抗壓強度15.7 MPa;砂質泥巖抗拉強度2.3 MPa,抗壓強度46.8 MPa。15205回風巷位于15號煤二采區,沿15號煤層頂板掘進。與巷道相鄰的15203工作面采空區尚處于穩定過程中。井下巷道頂板整體情況較好,兩幫礦壓顯現較大,出現一定的圍巖變形。
針對馬堡煤業特殊的地質生產條件,為了充分發揮錨桿支護的作用,應避免重復支護及多次支護,確保首次支護的效果,實現有效控制圍巖變形[6]。選擇錨桿時應將高可靠性、低支護密度、高剛度、高強度因素綜合考慮[7]。為使錨桿支護最大程度地展現整體支護效果,錨索和錨桿的力學性能與參數互相匹配,同時應考慮托板、鋼帶、錨桿各構件、螺母的參數和力學性能的匹配問題[8]。錨桿預應力是區分錨桿主、被動支護的評判參數,高預應力錨桿才能發揮主動支護的作用[7]。在支護過程中,要充分考慮以上因素對支護效果的影響。
預應力參數在錨桿支護系統中起決定性作用。適當的預應力能夠形成廣泛范圍的壓應力區域,有效的壓應力區可在頂板形成一個整體,在極大范圍內覆蓋頂板,使錨桿的主動支護功能得到充分的發揮。預應力選擇應使錨固區不發生拉應力區和明顯離層。桿體屈服荷載標準值的30%~60%是錨桿預緊力合適的取值范圍[8]。錨桿支護的預緊力隨著錨桿直徑增大、強度變高而增大。通過FLAC3D軟件對巷道建立二維模型,分別研究不同參數對支護效果的影響。
間距0.6~1.4 m的支護附加應力場如圖1所示。由圖1可知,在確定預應力的作用下,單根錨桿周圍壓應力區域呈現為類似錐形分布,錨桿末端附近壓應力為最大,其次是錨起點。壓應力在錨桿自由部分的中間較小,并且錨桿的端部表現出接近零應力和拉伸應力微弱的狀態[6]。單個錨桿間距太大,無法形成整體錐形結構。當錨桿間距減小,由單個錨桿形成的錐形壓縮應力區逐漸接近,互相重疊并形成整體支撐結構。當錨桿增設到一定數量后,有效壓應力的區域隨錨桿的支護密度增大而增大,然而錨固預應力的擴散效果不隨其持續變化[9]。因此,為增大錨桿間的間距,減小錨桿支護密度,減少錨桿數量,可通過提高錨桿的預應力來實現。

圖1 間距0.6~1.4 m的支護附加應力場Fig.1 Additional stress field of support with an interval of 0.6~1.4 m
錨桿的作用范圍隨著錨桿長度增大而變大,有效壓應力的厚度與范圍也隨著增加。錨桿長度增加,其壓應力在中上部分減??;在2個錨桿中間的中部圍巖,壓應力也隨之減小。在確定的預應力條件下,錨桿越長,預應力的作用反而越不明顯,錨桿的主動支護能力越差。由此,施加的預應力應隨錨桿的增長而增大。反之,可以通過增加預應力來適當縮短錨桿的長度。錨桿長度分別為1.6~2.6 m的應力分布如圖2所示。

圖2 錨桿長度1.6~2.6 m時應力分布Fig.2 Stress distribution when anchor rod length is 1.6~2.6 m
頂板角錨桿的角同樣影響著應力場分布(圖3)。在垂直布置中,在角錨桿和中間錨桿共同作用下,在頂板形成均勻分布、厚度大、相互疊加和連接的有效壓應力區,其可覆蓋大部分錨固區域,在此情況下,錨桿疊加效果和預應力的擴散最好。當角錨桿角度變大時,中部錨桿周圍的有效壓應力區與角錨桿周圍的有效壓應力區域逐漸分離,兩者重疊部分變得越來越小。中部錨桿和角錨桿2個壓應力區當頂板角錨桿角度達到15°時明顯分開。此時如繼續增加角錨桿的角度,中部錨桿和角錨桿之間的壓應力區域將完全分離,成為2個獨立的支護部分。因此,垂直布置是近水平煤層巷道頂板角錨桿布置的首選。如施工原因必須有一定的角度,則角度應小于10°。

圖3 不同錨桿角度附加應力場分布Fig.3 Distribution of additional stress field with different anchor angles
錨桿長度計算公式為:
L=L1+L2+L3
(1)
式中,L1為外露長度,取0.1 m;L2為錨桿自由段長度;L3為錨桿深入穩定巖層長度。
按經驗公式計算錨桿長度L2(加固拱理論):
L2=N(1.1+B/10)=1.76 m
(2)
式中,L2為錨桿長度;N為圍巖穩定性影響系數,一般為0.9~1.2,取1.1;B為巷道跨度,取5 m。
根據經驗公式L3取值0.3 m。
根據以上計算,錨桿長度L=L1+L2+L3=2.16 m。因此,錨桿長度取值應不小于2.16 m,結合現場及礦方目前現有支護材料,取值為2.5 m。
錨桿間排距近似相等:
(3)
式中,a為錨桿間排距;Q為錨桿設計錨固力;H為冒落拱高度,H=B/2f=0.833 m,B為巷道開掘寬度,取5 m,f為巖石堅固性系數,取3;γ為被懸吊煤巖體的密度,取2.5 t/m3;K為安全系數,取4。
將數據代入公式計算得,a=0.920~1.008 m。
根據現有支護施工經驗,錨桿排距取1.0 m,間距以排距作為參照,綜合巷道實際情況和尺寸具體確定。
15號煤層15205回風巷支護參數:①頂板支護,支護參數選取為錨桿長度2.5 m,錨桿排距1.0 m,錨桿間距0.9 m,每排布置6根錨桿;②巷幫支護,支護參數選取為錨桿長度2.5 m,錨桿排距1.0 m,每幫每排布置6根錨桿,間距0.8 m,距離頂底板各0.25 m。
巷道中每隔50 m安裝頂板指示儀。設置觀測點,在距掘進工作面50 m內,觀測離層值。在超過50 m的范圍,用紅、黃、綠不同顏色展現頂板離層松動的不同程度,頂部松動離層值很小,頂板指示儀顯示為綠色,代表其處于穩定狀態;離層松動達到報警極限值時,指示儀顯示為黃色;當頂板松動離層值較大時,指示儀顯示為紅色,代表其已進入危險狀態。
在掘進過程中,離層指示儀數據均為超過50 mm。此優化支護數據在某礦取得較好的效果。
(1)在一定預應力下,隨著錨桿間距縮小,支護效果增強,當錨桿增設到一定數量后,有效壓應力的區域隨錨桿的支護密度增大而增大,然而錨固預應力的擴散效果不隨其持續變化。因此,為增大錨桿間的間距,減小錨桿支護密度,減少錨桿數量,可通過提高錨桿的預應力來實現。
(2)在確定的預應力條件下,錨桿越長,預應力的作用反而越不明顯,錨桿的主動支護能力越差。由此,施加的預應力應隨錨桿的增長而增大。反之,可以通過增加預應力來適當縮短錨桿的長度。
(3)垂直布置是近水平煤層巷道頂板角錨桿布置的首選。如施工原因必須有一定的角度,則角度應小于10°。