特厚煤層孤島工作面全煤巷道錨索支護(hù)技術(shù)研究與應(yīng)用

陳可夯，王朋飛，翟黎偉

（1.河南能源鶴煤公司生產(chǎn)技術(shù)部，河南鶴壁 458030；2.太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，山西太原 030024；3.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南焦作 454000）

地下開采是我國煤炭資源的主要開采方式，每年我國礦井新掘巷道約12 000 km[1]，其中長壁采煤系統(tǒng)中的區(qū)段巷道是直接連通開采工作面的通路，其穩(wěn)定性直接關(guān)系到礦井的高產(chǎn)高效。區(qū)段巷道一般為煤層巷道，服務(wù)年限一般半年至2 年不等，采用高成本支護(hù)方式與其服務(wù)年限不匹配。隨著國內(nèi)外錨桿支護(hù)技術(shù)的不斷發(fā)展，錨桿支護(hù)應(yīng)用不斷普及，較好適應(yīng)了井下各類巷道的使用要求，尤其對區(qū)段巷道而言，錨桿支護(hù)具有顯著的實用價值和經(jīng)濟(jì)效益，已成為我國區(qū)段巷道普遍采用的支護(hù)方式[2]。雖然區(qū)段巷道服務(wù)年限較短，但長壁開采空間大，采動影響范圍廣，在開挖和開采全過程中，區(qū)段巷道受到顯著的采掘擾動影響，所處應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，對支護(hù)提出了更高了要求。為此，國內(nèi)外學(xué)者對錨桿索支護(hù)進(jìn)行了大量研究。侯朝炯等[3]建立了預(yù)應(yīng)力、全長錨固以及及時支護(hù)條件下圍巖宏觀損傷和微觀裂隙演化的量化區(qū)間，以錨固范圍內(nèi)圍巖損傷程度小于45%為指標(biāo)，評估圍巖穩(wěn)定性；康紅普等[4]針對煤礦千米深井巷道圍巖支護(hù)存在的難題，針對性提出支護(hù)-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)；唐春安等[5]采用數(shù)值分析方法對恒阻錨桿支護(hù)機(jī)理進(jìn)行了研究；吳擁政等[6]通過試驗手段，研究了錨桿桿體動態(tài)力學(xué)特性及應(yīng)變率效應(yīng)；張宏偉等[7]采用多種方法對神新能源公司寬溝煤礦巷道錨桿支護(hù)方案進(jìn)行了優(yōu)化；單仁亮等[8]采用FLAC3D數(shù)值模擬研究了大斷面厚頂煤回采巷道錨桿索協(xié)同支護(hù)技術(shù)；譚云亮等[9]綜合研究了深部開采條件下煤巷幫部失穩(wěn)誘發(fā)沖擊地壓的機(jī)制并相應(yīng)提出“卸-固”協(xié)同控制技術(shù)；閆大鶴等[10]多手段研究了沙曲礦近距離高瓦斯條件下半煤巖回采巷道錨桿的合理支護(hù)方案；劉宇鵬等[11]針對高地應(yīng)力條件下的軟巖隧道，提出長、短錨桿聯(lián)合支護(hù)技術(shù)；馮友良等[12]基于離散元法和RSMBBD，研究了煤巷開挖幫部失穩(wěn)關(guān)鍵因素，并提出相應(yīng)控制技術(shù)；王波等[13]采用相似模擬，研究了對穿錨索不同加固方式下窄煤柱承壓性能，包括承載力、破壞方式以及變形量變化規(guī)律等；通過實測、力學(xué)結(jié)構(gòu)分析、數(shù)值模擬及工程試驗，耿繼業(yè)等[14]研究了地應(yīng)力和側(cè)壓系數(shù)對巷道穩(wěn)定性的影響特征，并提出微梯形斷面巷道支護(hù)設(shè)計方案；孫志勇等[15]研究了大采高開采條件下回采巷道錨桿支護(hù)局部冒頂機(jī)理。上述研究對認(rèn)識錨桿索支護(hù)機(jī)理及技術(shù)提供了重要的科學(xué)依據(jù)和參考，但具體支護(hù)方案需根據(jù)具體條件具體分析。

鶴煤公司在九礦3204 孤島工作面上煤巷首次采用煤巷全煤錨網(wǎng)支護(hù)[16-18]，但按照原錨索支護(hù)設(shè)計施工，即頂板錨索“3-0-3”布置，間距1 400 mm，排距1 400 mm 時，3204 上煤巷仍存在支護(hù)強(qiáng)度不足、巷道變形量大、支護(hù)效果差的現(xiàn)象。為此，采用FLAC3D數(shù)值模擬，以3204 下煤巷地質(zhì)條件為工程背景，對原錨索支護(hù)方式進(jìn)一步優(yōu)化，優(yōu)化后的頂板錨索為“4-3-4”布置，間距1 400 mm，排距700 mm。同時將優(yōu)化后的錨索支護(hù)方式在3204 下煤巷實施應(yīng)用，頂?shù)装逡平棵黠@降低，支護(hù)效果良好。優(yōu)化后的支護(hù)參數(shù)在鶴煤公司三礦4101 工作面進(jìn)行推廣和使用，亦取得良好支護(hù)效果。研究可為鶴壁礦區(qū)其他地質(zhì)條件類似的巷道支護(hù)提供重要參考和借鑒。

1 礦井概況

鶴壁九礦地面標(biāo)高為+155～+200 m，煤層底板標(biāo)高-515～-590 m，3204 工作面煤層平均厚5.16 m，煤層傾角4°～6°。3204 工作面柱狀圖與工作面布置如圖1。

圖1 3204 工作面柱狀圖與工作面布置Fig.1 Lithological column and layout of 3204 panel

煤層直接頂砂質(zhì)泥巖平均厚7.36 m；基本頂中粒砂巖平均厚28.75 m；煤層直接底泥巖平均厚度3.76 m，局部直接底為砂質(zhì)泥巖。基本底中粒砂巖，平均厚19.2 m。煤層頂?shù)装鍘r層均較為平整，只有局部凹凸不平，頂?shù)装遢^完整，裂隙不太發(fā)育。

3204 工作面煤層距地面垂深為670～760 m。下煤巷沿二1 煤掘進(jìn)，南起三水平一采區(qū)及－530 輔助水平，北部為設(shè)計34 采區(qū)，西部為3206 工作面采空區(qū)，東部為3202 工作面采空區(qū)，3204 工作面為“孤島”工作面。

3204 上煤巷為3204 工作面回采煤巷，沿煤層底板進(jìn)行掘進(jìn)，凈寬5 440 mm，凈高3 200 mm，掘進(jìn)斷面17.4 m2，采用煤巷全煤錨網(wǎng)支護(hù)方法，參數(shù)如下：頂幫錨桿為φ22 mm×2 400 mm 高強(qiáng)左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間距700 mm×700 mm；實體煤側(cè)幫錨索為φ22 mm×5 300 mm 錨索，幫錨索單排布置，間排距1 400 mm×1 400 mm；頂部錨索依據(jù)過去生產(chǎn)經(jīng)驗選用φ22 mm×8 300 mm 錨索，間距為1 400 mm×1 400 mm。3204 上煤巷支護(hù)方案如圖2。

圖2 3204 上煤巷支護(hù)方案Fig.2 3204 panel support design

但該支護(hù)設(shè)計方案下巷道變形嚴(yán)重，通過礦壓觀測，記錄了其巷道表面位移和頂板離層量。3204表面位移及頂板離層情況如圖3。

分別采用“十字量測法”和LBY-2 型頂板離層儀對3204 工作面上煤巷進(jìn)行觀測，取第1 個測點數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn)，從3204 上煤巷掘進(jìn)開始，巷道頂?shù)装遄冃瘟繌某跏甲冃瘟拷咏? 開始逐漸增加至第144 d的1 538 mm，兩幫變形量則增加至1 990 mm，如圖3（a）。同時巷道頂板離層量最大達(dá)到300 mm，如圖3（b）。有些未設(shè)置測點的地段巷道也嚴(yán)重收縮，預(yù)計巷道表面位移量均已超過1 m，影響了巷道的正常使用，且U 型棚變錨網(wǎng)支護(hù)過度段錨桿、錨索出現(xiàn)拉斷現(xiàn)象，可見，現(xiàn)有支護(hù)方案合理性不足，需要進(jìn)行支護(hù)方案設(shè)計優(yōu)化。

2 支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

依據(jù)上述現(xiàn)場支護(hù)的實際情況，過去的支護(hù)參數(shù)不合理。同時，由于巷道高度為3.2 m，錨桿長度為2.4 m，煤層厚度平均5.16 m，但局部厚度達(dá)到6.8 m，局部頂煤厚度可達(dá)3.6 m，錨桿難以保證巷道頂板懸吊在堅硬頂板之上，為此，對支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化。

2.1 根據(jù)懸吊理論計算錨索間距

為防止煤巷頂板巖層發(fā)生垮落，鶴壁九礦通常采用φ22 mm、L＝8 300 mm 的錨索對頂板進(jìn)行支護(hù)，并將錨網(wǎng)整體懸吊在頂板上。在巷道頂板巖層中，在靠近巷道兩幫的角錨桿和錨索對頂板巖層共同發(fā)揮懸吊作用，因此頂板垮落的最大高度應(yīng)小于錨索長度。在忽略巖體的黏聚力和內(nèi)摩擦角的條件下，取垂直方向里的平衡，用式（1）計算錨索間距。

式中：S 為錨索間距，m；B 為巷道的最大垮落寬度，m；H 為巷道的垮落高度，m，一般按照最大垮落高度取值；ρ 為巖體平均密度，kg/m3；L1為錨桿排距，m；F1為錨桿錨固力，kN；F2為錨索極限承載力，kN；θ 為角錨桿與巷道頂板的夾角，（°）；N 為錨索排數(shù)。

根據(jù)礦井實際情況，分別取值B=6.04 m，H=2.6 m，ρ=2 500 kg/m3，L1=0.7 m，F(xiàn)1=127 kN，F(xiàn)2=400 kN，θ=75°，N=3，計算可得，錨索間距S=5.7 m。

2.2 根據(jù)錨索間距與孔深之間關(guān)系計算錨索間距

按照經(jīng)驗公式：

為加強(qiáng)錨網(wǎng)索的強(qiáng)度，初步確定頂板錨索的間排距有以下3 種方式，即“3-0-3”支護(hù)方式（隔1 排布置3 根，間距1 400 mm，排距1 400 mm），“4-3-4”支護(hù)方式（每排都布置，第1 排4 根，第2 排3根，第3 排4 根，以此類推，間距1 400 mm，排距700 mm），“5-4-5”方式（每排都布置，第1 排5 根，第2 排4 根，第3 排5 根，間距700 mm，排距700 mm）。錨索優(yōu)化支護(hù)方案圖如圖4。

圖4 錨索優(yōu)化支護(hù)方案Fig.4 Cable bolts support patterns

3 數(shù)值模擬

初步確定的3 種頂板錨索支護(hù)方案深入分析，以確定合理的頂板錨索支護(hù)方式，為此，采用FLAC3D數(shù)值計算軟件對支護(hù)方案進(jìn)行數(shù)值模擬。

3.1 數(shù)值模擬模型和參數(shù)及模擬過程

根據(jù)3204 下煤巷地質(zhì)條件，模型尺寸為100 m（長）×100 m（寬）×64 m（高）。在該模型頂部施加678.92 m×0.025 MN/m3=16.97 MPa 的豎直向下壓力來模擬未建覆巖巖層。模型底部分別使用橫向和縱向約束，兩側(cè)分別進(jìn)行縱向位移約束。數(shù)值計算模擬如圖5。

圖5 數(shù)值計算模型Fig.5 Numerical model

數(shù)值模擬的準(zhǔn)確性與其模型建立的尺寸、網(wǎng)格大小以及本構(gòu)模型的選擇和巖層參數(shù)密切相關(guān)[19]。為了更加接近實際，本次數(shù)值模擬均采用Hoek-Brown 模型[20]，即：

式中：σ1為巖體破壞瞬間的最大主應(yīng)力；σ3為巖體破壞瞬間的最小主應(yīng)力；mb為巖體的H-B 常數(shù)；s 為反映巖體破碎程度且與巖體特性有關(guān)的材料常數(shù)，一般取值范圍為0～1；a 為表征節(jié)理巖體的常數(shù)；σci為實驗室完整巖石的單軸抗壓強(qiáng)度。

式中：mi為巖體的完整性參數(shù)；D 為巖體的節(jié)理弱化因子，即爆破作用巖體的擾動程度，一般取值范圍為0～1；GSI 為地質(zhì)強(qiáng)度指標(biāo)，由工程巖體的結(jié)構(gòu)和結(jié)構(gòu)面特征等各類因素而綜合確定。

通過RocData 軟件得到的參數(shù)見表1。

表1 H-B 準(zhǔn)則巖體力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock mass parameters of Hoek-Brown criterion

針對3204 下煤巷頂板錨索支護(hù)方式進(jìn)行數(shù)值模擬分析。首先掘進(jìn)3204 下煤巷，3204 下煤巷凈寬5 440 mm，凈高3 200 mm，之后分別對3204 下煤巷施加原支護(hù)方案所采用的頂部錨桿、巷道兩幫錨桿和實體煤側(cè)錨索，最后分別在3204 下煤巷施加不同頂板錨索支護(hù)方式，求得平衡。

3.2 模擬結(jié)果

3.2.1 塑性區(qū)分布范圍

隨著頂板錨索支護(hù)密度的不斷增大，3204 下煤巷頂板塑性區(qū)發(fā)育范圍不斷減小。且塑性區(qū)的發(fā)育高度也不斷減小。塑性區(qū)發(fā)育范圍如圖6，塑性區(qū)發(fā)育高度如圖7。

圖7 塑性區(qū)發(fā)育高度Fig.7 Development height of plastic zone

當(dāng)下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“3-0-3”時，塑性區(qū)的發(fā)育范圍較大，塑性區(qū)發(fā)育高度為9.32 m，發(fā)育到直接頂巖層上邊界，且下煤巷兩肩角出現(xiàn)明顯的剪切破壞；當(dāng)下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“4-3-4”時，下煤巷兩肩角的剪切破壞及頂板的塑性區(qū)發(fā)育范圍明顯減小，且頂板塑性區(qū)發(fā)育高度也減小了3.68 m，較“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式減小了65.25%；當(dāng)下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“5-4-5”時，下煤巷頂板塑性區(qū)發(fā)育范圍最小，塑性區(qū)的發(fā)育高度僅為1.96 m，塑性區(qū)只發(fā)育到頂煤，而直接頂巖層則未出現(xiàn)塑性破壞，下煤巷兩肩角出現(xiàn)的剪切破壞程度也有了明顯改善。

3.2.2 巷道圍巖應(yīng)力分布

隨著頂板錨索支護(hù)密度的不斷增大，3204 下煤巷兩幫受到的垂直應(yīng)力也不斷減小，下煤巷兩幫最大垂直應(yīng)力如圖8，下煤巷兩幫受到的垂直應(yīng)力云圖如圖9。

圖8 下煤巷兩幫最大垂直應(yīng)力Fig.8 Maximum vertical stress on both sides of the lower roadway

圖9 下煤巷垂直應(yīng)力分布Fig.9 Vertical stress distribution along the lower roadway

當(dāng)下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“3-0-3”時，下煤巷兩幫受到的最大垂直應(yīng)力最大，為2.75 MPa；當(dāng)下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“4-3-4”時，下煤巷兩幫受到的最大垂直應(yīng)力較下煤巷頂板錨索支護(hù)方式為“3-0-3”時明顯減小，兩幫受到的最大垂直應(yīng)力減小0.36 MPa，減小13%；當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“5-4-5”時，下煤巷兩幫受到的最大垂直應(yīng)力依然在減小，兩幫受到的最大垂直應(yīng)力較“4-3-4”頂板錨索支護(hù)方式減小0.18 MPa、較“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式減少0.58 MPa，兩幫的最大垂直應(yīng)力為2.21 MPa。

3.2.3 巷道表面位移情況

隨著頂板錨索支護(hù)密度的不斷增大，3204 下煤巷頂?shù)装逡平坎粩鄿p小，下煤巷頂?shù)装逡平咳鐖D10。

圖10 下煤巷頂?shù)装逡平縁ig.10 Displacement of roof and floor of lower roadway

當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“3-0-3”時，下煤巷頂?shù)装逡平孔畲螅數(shù)装逡平孔畲笾禐?93.3 mm；當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“4-3-4”時，下煤巷頂?shù)装逡平枯^“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式時有明顯減小，頂?shù)装逡平孔畲笾禍p小41.9 mm，頂?shù)装逡平孔畲笾禍p小5.6%；當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“5-4-5”時，下煤巷頂?shù)装逡平恳琅f有所減少，頂?shù)装逡平孔畲笾递^“4-3-4”頂板錨索支護(hù)方式減少21.1 mm、較“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式減少63 mm，頂?shù)装逡平孔畲笾禐?30.3 mm，雖整體移近量最小，但下沉幅度較“4-3-4”頂板錨索支護(hù)方式小。

隨著頂板錨索支護(hù)方式的不斷減小，3204 下煤巷兩幫移近量不斷減小，下煤巷兩幫移近量如圖11。

圖11 下煤巷兩幫移近量Fig.11 Two walls displacement of the lower roadway

當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“3-0-3”時，下煤巷巷道移近量最大，巷道移近量最大值為461.46 mm；當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“4-3-4”時，下煤巷兩幫移近量較“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式時有明顯減小，兩幫移近量最大值減小38.2 mm；當(dāng)頂板錨索支護(hù)方式為“5-4-5”時，下煤巷兩幫移近量依舊有所減少，巷道兩幫移近量最大值較“4-3-4”頂板錨索支護(hù)方式減少14.81 mm、較“3-0-3”頂板錨索支護(hù)方式減少53.01 mm，兩幫移近量最大值為408.45 mm，雖整體移近量最小，但下沉幅度較“4-3-4”頂板錨索支護(hù)方式小。

通過數(shù)值模擬對不同頂板錨索支護(hù)方式情況下，3204 下煤巷的塑性區(qū)發(fā)育情況、巷道圍巖應(yīng)力分布和頂板垂直下沉量分析可知，隨著頂板錨索支護(hù)密度不斷增大，下煤巷塑性區(qū)的發(fā)育范圍、塑性區(qū)的發(fā)育高度和巷道表面位移均減小，且巷道的維護(hù)條件也越來越好。因此在考慮現(xiàn)場施工進(jìn)度和支護(hù)成本情況下，頂板錨索支護(hù)方式可以優(yōu)化為“4-3-4”方式，即每排都布置第1 排4 根，第2 排3 根，第3 排4 根，以此類推，間距1 400 mm，排距700 mm，下煤巷優(yōu)化后的支護(hù)斷面如圖12。

圖12 下煤巷支護(hù)斷面圖Fig.12 Cross section diagrams of lower roadway support

將上述優(yōu)化后的錨索支護(hù)方案應(yīng)用到3204 下煤巷，巷道變形得到良好控制，取得了良好的支護(hù)效果，并成功實現(xiàn)了3204 工作面的安全高效回采。3204 下煤巷表面位移和頂板離層量如圖13。

圖13 3204 下煤巷表面位移及頂板離層情況Fig.13 Surface displacement and roof separation in 3204 lower roadway

4 現(xiàn)場應(yīng)用

為進(jìn)一步驗證優(yōu)化后的頂板錨索支護(hù)方式是否適用于鶴壁礦區(qū)其他同等條件巷道，將上述優(yōu)化方案在鶴煤三礦4101 工作面上煤巷實施應(yīng)用，并對4101 工作面上煤巷表面位移和頂板離層量進(jìn)行觀測。從4101 工作面上煤巷掘進(jìn)開始，每隔50 m 布置1 個監(jiān)測站，分別采用“十字量測法”和LBY-2 型頂板離層儀對4101 工作面上煤巷進(jìn)行觀測，4101 工作面上煤巷表面位移及頂板離層情況如圖14。

圖14 4101 工作面上煤巷表面位移及頂板離層情況Fig.14 Surface displacement and roof separation in 4101 roadway

根據(jù)4101 工作面上煤巷巷道表面位移的觀測結(jié)果可知，當(dāng)頂板錨索支護(hù)方案為“4-3-4”時，4101工作面上煤巷的頂?shù)装逡平孔罱K穩(wěn)定在129 mm左右，而兩幫移近量則穩(wěn)定在140 mm 左右，巷道表面位移滿足礦井生產(chǎn)許可要求，頂?shù)装寮皟蓭鸵平枯^“3-0-3”支護(hù)方案明顯減小，取得良好支護(hù)效果。

根據(jù)對4101 工作面上煤巷的頂板離層監(jiān)測可知，在“4-3-4”支護(hù)方案下，巷道頂板離層在經(jīng)過一段時間后穩(wěn)定在20 mm 左右，相較于“3-0-3”支護(hù)方案下頂板離層量300 mm 明顯減小。綜合對4101工作面上煤巷的巷道表面位移和頂板離層量監(jiān)測，“4-3-4”支護(hù)方案可以取得更好的支護(hù)效果。

5 結(jié) 論

1）利用懸吊理論和錨索間距與孔深之間關(guān)系確定3204 下煤巷的3 種初始頂板錨索支護(hù)方式，即“3-0-3”方式、“4-3-4”方式和“5-4-5”方式。

2）通過FLAC3D數(shù)值模擬，對不同頂板錨索支護(hù)方式情況下的3204 下煤巷塑性區(qū)發(fā)育情況、巷道圍巖應(yīng)力分布和巷道頂板下沉量進(jìn)行了分析，隨著頂板錨索間距的不斷減小，巷道頂板塑性區(qū)的發(fā)育范圍及發(fā)育高度也隨之不斷較小，巷道頂板的下沉量也不斷減小，但巷道圍巖應(yīng)力分布無明顯差異。

3）綜合考慮數(shù)值模擬結(jié)果、現(xiàn)場施工強(qiáng)度和支護(hù)成本后，最終確定優(yōu)化后的頂板錨索支護(hù)方式為“4-3-4”方式。

4）將優(yōu)化后的頂板錨索支護(hù)方式在鶴煤三礦4101 工作面上煤巷中實施應(yīng)用，并在4101 工作面上煤巷進(jìn)行巷道表面位移和頂板離層量觀測，數(shù)據(jù)顯示巷道頂?shù)装逡平孔罱K穩(wěn)定在129 mm，兩幫移近量則穩(wěn)定在140 mm 左右，頂板離層量最大值為20 mm，4101 工作面上煤巷支護(hù)效果較好。