特厚煤層煤巷支護優化

張煒卓

(中國礦業大學(北京)，北京 100083)

1 工程概況

同煤集團同忻礦北二盤區8202工作面所掘煤層為二疊紀煤層,該煤層為結構較為復雜的特厚煤層,該區域內煤層最小厚度為15.65 m,最大厚度為16.79 m,平均厚度為16.31 m。煤層賦存較為穩定,從皮帶大巷開始向前約為500 m煤層為傾斜向下,傾角約1°;以后煤層傾角為緩向上,傾角1°～2°,到切眼位置煤厚變為15.65 m。

煤層中含八層夾矸,巖性一般為炭質泥巖、砂質泥巖,局部為粉砂巖、細砂巖及高嶺質泥巖。以半亮型煤為主,半暗型次之,弱玻璃—玻璃光澤,碎塊狀,煤種為1/3焦煤。煤層頂底板狀態情況如表1所示。

表1 煤層頂底板狀態情況表

8202工作面前700 m范圍內均為一向斜,在向前掘進過程中煤層較為平緩,煤層傾角一般為2°左右,工作面無較大斷層的影響。

在8202工作面上方相同位置存在一梁家礦侏羅系14號層采空區。采空區狀態根據其充水性土可以得出并無積水,且層間距為110 m～122 m。

根據設計規程,8202工作面5202巷正巷斷面尺寸為5.2 m×3.95 m,開挖面積為20.54 m2。5202巷布置在3號～5號煤層中,掘進過程沿煤層底板進行。

2 原巷道支護方式

根據同一礦區臨近巷道的支護經驗,該巷道的頂板直接頂構成為煤層或砂質泥巖,屬于較為穩定的巖層,使用錨網支護較為合理。同時需要使用高強度錨索將錨桿加固形成的“組合梁”懸吊在高強度的巖層中。最后根據實際經驗決定采用“錨、網、噴+錨索”的聯合支護方式。

巷道實際采用的支護方案為:頂錨桿采用φ20 mm×3 100 mm錨桿,間排距為900 mm×900 mm,每排6根錨桿,以巷道中心為對稱軸對稱分布;幫錨桿采用φ18 mm×2 500 mm錨桿,每排4根錨桿,第一個錨桿距頂板225 mm,間排距為900 mm×900 mm;錨索采用φ17.8 mm×8 300 mm,間排距1 800 mm×1 800 mm,三三布置;為提高安全性再附加組合錨索,采用φ17.8 mm×6 300 mm,間排距2 700 mm×3 600 mm,三花布置,支護布置結果見圖1。

3 支護方式優化設計

3.1 理論計算

根據二盤區臨近巷道支護經驗,以及該巷道直接頂為煤及砂質泥巖條件,屬較穩定巖層,進行較為經濟,在保證安全的情況下加快開發進度的支護方式進行優化設計。

要使幫錨桿的加固作用以及頂錨桿的懸吊作用有效,應滿足公式:

L≥L1+L2+L3。

其中,L為錨桿總長度；L1,L2,L3分別為錨桿外露長度、有效長度和錨入巖層深度,其中有效長度一般取免壓拱高度b或幫部破碎深度c。

其中免壓拱高度由普氏公式計算:

b=[B/2+Htan(45°-ω幫/2)]/f頂。

其中，B，H分別為巷道掘進尺寸的寬度和高度;ω為幫部圍巖內摩擦角;f為頂板圍巖的普氏系數。代入該工程數據可得:

b=[5 200/2+3 950×tan(45°-

63.43°/2)]/3=1 194.82 mm。

由此可知頂部錨桿的長度可由下式確定:

L≥50+1 194.82+900=2 144.82 mm。

每根錨桿可以懸吊的巖體重量可以由公式G=γL2a2確定。錨桿的錨固力需要可以承受所懸吊巖體的重量,為了提高安全性,設置安全系數K為2。根據巖體容重γ為23.6 kN/m3，可以計算出錨桿的間排距a應該小于1.28 m。

再根據懸吊理論可知,為防止巷道頂板巖體發生大面積的整體垮落,需要使用錨索將已經利用錨桿加固的頂板懸掛在更為堅硬的巖層中。在計算錨索布置狀態時,我們應按照最嚴重的冒落方式考慮,即冒落高度大于錨桿的錨固長度。并且忽略了巖體自身的粘結力和內摩擦力,在根據如下公式進行計算:

L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]。

其中,L為錨索排距;F1,F2分別為錨桿錨固力和錨索的極限承載力;L1為錨桿排距;B,H分別為巷道最大冒落寬度和最大冒落高度;θ為角錨桿和巷道頂板的夾角;n為錨索排數。代入數據可得錨索的間距應小于2.83 m。

3.2 支護方案設計

根據單仁亮等[1]研究的強幫強角支護理論,通過將幫部頂端和底端錨桿從水平方向改變為向上向下傾斜15°～30°,再額外給錨桿施加預應力,在強化幫部的同時改善巷道頂底板的受力狀態,增強巷道的穩定性的理論幫助。

根據康紅普等[2]研究結論,采用高預應力強支護方式,適用于巷道強度較低、巷道巖層松散等問題,可以有效控制巷道的變形提供良好支護效果,該項目所在5205巷屬于煤巷主要由煤層構成,符合適用條件,采用提高預緊力的方式為錨桿施加應力。

根據懸吊理論[3],我們可以將巷道頂板的堅硬巖層看作一個完整的承載結構,利用錨索將巷道頂板的軟弱巖層和堅硬巖層組合在一起,使頂板懸吊在堅硬巖層下方,錨索在結構體系中發揮懸吊作用。由于8202工作面為特厚煤層,煤層平均厚度達到16 m,即使使用錨索,也難以將其嵌入堅硬巖層,發揮錨索的懸吊作用。

根據組合拱理論[4],利用預應力錨桿,在圍巖中形成錐形壓縮區,在錨桿間距恰當的條件下,即可在圍巖中形成連續拱形壓縮區,承載上部圍巖應力。

由此我們對巷道幫部的錨桿以及頂板錨桿錨索支護進行了優化處理,采用的支護方式為:頂錨桿采用φ20 mm×3 500 mm錨桿,間排距為800 mm×900 mm,每排7根錨桿,以巷道中心為對稱軸對稱分布,最外側的錨桿分別向左右兩側傾斜15°角;幫錨桿采用φ18 mm×3 100 mm錨桿,每排4根錨桿,第一根錨桿距頂板225 mm,間排距900 mm×900 mm,最上端和最下端的錨桿也分別向上下兩側傾斜15°角，如圖2所示。

優化后的方案通過延長幫部錨桿的方式加強了幫部支護。角部錨桿額外向兩側傾斜,使巷道角部得到強化。由于煤層厚度使得錨索無法深入堅硬巖層,錨索的懸吊作用難以發揮,因此在棄用錨索的情況下,加大錨桿的使用,充分發揮組合拱的作用。

4 數值模擬

本次數值模擬采用Flac3D軟件進行,分別建立在原支護方式以及優化后的支護方式兩種支護條件下,巷道圍巖的變形情況。通過對比分析在不同的支護方式下,巷道圍巖的變形情況以及塑性區分布特點,比較兩種支護方式的優劣情況,為使用優化后的方案提供理論依據,確保優化后的支護方案具有較高的安全性以及可行性。

4.1 建立模型

在Flac3D建立寬、高30 m,進深10 m的網格,網格均采用Brick單元進行建造,網格以巷道所在為中心,按照距離進行不均勻劃分,模型四周以及底部采用固定法向位移邊界,取z軸負方向為重力方向。在模型整體上附加初始應力,在模型頂部額外附加均勻垂直壓應力,如圖3所示。

根據同煤集團提供的工程概況以及巖層力學性質等基礎資料,結合以往經驗,所選取巖層力學、物理參數如表2所示。所有網格均采用摩爾—庫侖準則模型,計算機模型模擬先建立完基礎模型后,根據上述數據進行首次應力平衡。在進行巷道開挖以及支護前將模型位移和速率清零之后再進行模擬計算。

表2 巖層力學參數

4.2 計算結果分析

通過比較在不同支護條件下的巷道變形大小,可以直觀對比原支護方式和優化支護方式的支護效果。本次數值模擬主要對比兩種支護方式下的巷道圍巖垂直位移大小、水平位移大小以及塑性區狀態。

4.2.1 巷道圍巖位移結果分析

圖4為巷道圍巖垂直方向位移云圖，由圖4可知,采用原支護方案時,頂板最大下沉量為37.42 mm,最大底鼓為6.62 mm。采用優化支護方案后,由于幫部錨桿采用傾斜支護方式,對巷道頂板產生了一定的正面影響,頂板最大下沉量略微減少,最大值為35.85 mm,同時最大底鼓量基本保持不變。由此可以看出,優化支護方案在減少支護的條件下依然可以保證巷道的穩定性,確定了優化支護方案的可行性。

圖5為巷道水平位移量,在原支護方案下,巷道兩幫的最大近移量分別為26.12 mm和25.89 mm。采用優化支護后,兩幫的近移量均有小幅度減小,優化后最大近移量為24.31 mm和24.43 mm。與原支護方案相比稍有改善,符合安全標準。

4.2.2 巷道圍巖塑性區分布分析

圖6為優化支護和原支護條件下塑性區對比圖,在兩種支護方式下,巷道圍巖均以壓剪破壞為主,支護方式在優化前后塑性區范圍沒有較大變化,兩種支護方式對圍巖塑性區分布無較大影響,優化支護在減少錨索使用的條件下依然可以保證巷道圍巖的穩定。

5 結論

在原支護條件下頂板錨索較多,支護方案過于保守,造成支護成本過高。

優化支護采用強幫強角支護理論中,將錨桿偏斜的方式,通過理論計算以及數值模擬分析,在不改變巷道安全性的條件下,優化了巷道的支護,減少了支護成本。

在成本縮減下,巷道兩幫以及頂板與原方案相比未出現較大位移,底板底鼓略微下降。塑性區分布在采用優化方案后依然未出現較大變化。因此,采用優化方案可以在減少支護成本的條件下,保證支護效果并提高掘進效率。