程巨文
(山西焦煤西山煤電西曲礦, 山西 太原 030000)
由于我國煤層的覆存條件較為復雜,在進行煤礦開采過程中巷道圍巖變形問題一直是礦井最為常見且危害性最大的問題,為了解決礦井開采過程中巷道變形嚴重的問題,需要對巷道進行支護設計。支護設計是巷道錨桿支護中的一項關鍵技術,對保證巷道的安全具有十分重要的意義[1-2]。在進行巷道支護設計時,需要考慮眾多因素,支護參數是巷道支護最基礎的影響因素,當支護形式和參數選擇不合理時,就會造成兩個較為極端的情況,其一是支護強度太高,支護過當,使得資源浪費較為嚴重;其二是支護強度不足,此時巷道圍巖變形沒有得到很好的控制,巷道變形進一步發展,容易出現冒頂等事故,所以支護參數的選定對于礦山開采十分重要[3-4]。本文利用數值模擬軟件對巷道支護進行研究,通過對支護參數的研究,給出礦井支護方案,以實現礦井高效開采。
某礦目前主采煤層為7 號煤層,煤層厚度1.15~3.90 m,煤層平均厚度2.67 m,屬于中厚煤層。其中煤層結構較為簡單,內含0~2 層夾矸。煤層直接頂由泥巖、砂質泥巖等組成,老頂為石灰巖,底板主要由砂質泥巖、泥巖組成,底板局部由細粒砂巖組成,偶見炭質泥巖,屬全區穩定可采煤層。
利用數值模擬軟件對不同支護參數下巷道圍巖應力場分布情況進行研究,首先進行模型的建立。為了便于模擬,本文選定矩形斷面進行研究,具體模擬結果如圖1 所示。

圖1 不同錨桿間距下巷道應力場分布圖
從圖1 可以看出,單根錨桿的應力分布類似于錐形的壓應力區域,單根錨桿的壓應力在錨桿的尾部出現最大值,而在錨固起始位置的壓應力分布次之,壓應力分布最小的區域位于錨桿的自由段中部,在錨桿的端部位置出現拉應力分布及近零應力。當錨桿間距分布過大時,此時的單根錨桿形成的錐形壓應力范圍不連接,形成彼此獨立狀態,無法形成整體支護結構。而隨著錨桿的間距不斷減小,此時的單根錨桿錐形壓應力區逐步靠近、應力區域出現疊加,形成整體的支護結構,但當錨桿的間距減小至一定程度時,此時再增加支護密度,壓應力區擴大不明顯,同時錨桿的預應力擴散作用減弱。所以適當減小間排距可以有效提升支護強度,但不能無限制降低,最佳支護間距應當為1 m。
對錨桿長度對附加應力場分布情況進行分析,選定錨桿長度1.6 m、2 m 和2.4 m 下應力場分布情況進行研究,模擬結果如圖2 所示。

圖2 不同錨桿長度下巷道應力場分布圖
從圖2 中可以看出,隨著錨桿的長度不斷增加,此時巷道圍巖的有效壓應力區范圍逐步增大,同時巷道圍巖有效壓應力厚度也在增加,錨桿的支護作用范圍擴大。在錨桿的中上部分受到的壓應力減小,在巷道錨桿間的圍巖壓應力減小。所以可以看出在預應力條件一定的條件下,隨著錨桿長度的增加,預應力作用效果越不明顯,此時巷道的主動支護效果也就越差。所以,錨桿長度越長,需要施加的預應力越大。反之,當錨桿長度較小時,可以通過提高預應力來保證支護效果。綜合對比后選定錨桿的支護長度為2 m 時支護效果最佳。
對巷道進行支護設計,根據模擬數據結合具體地質條件及支護原理,提出以下的設計原則:
1)一次支護原則。應盡量一次支護就能有效控制巷道變形,盡量避免二次支護。
2)高預應力和預應力擴散原則。提高錨桿支護的預應力,充分發揮錨桿支護作用。同時通過托板、鋼帶等實現錨桿預應力的擴散,提高錨固體的剛度與完整性。
3)“三高一低”原則。盡量采取高強度、高可靠性、高剛度、低支護密度的原則。在保證支護系統可靠性的前提下,減少單位面積上錨桿數量,降低支護密度,提高掘進速度。
4)相互匹配原則。各構件,包括托板、螺母、鋼帶等力學性應相互匹配,最大限度地發揮錨桿的支護作用。
頂板桿體為直徑18 mm 的螺紋鋼錨桿,錨桿長度為2 000 mm,桿尾螺紋為M20。采用樹脂加長錨固,采用1 支MSK2360 和1 支MSCK2360 樹脂錨固劑。錨桿的配件采用高強錨桿螺母M20,采用方形帶拱托板,尺寸為120 mm×120 mm×10 mm,托板高度大于36 mm,配套調心球墊和減摩墊圈。同時采用12 號鐵絲編制菱形金屬網護頂,網片規格4 200 mm×1 000 mm,金屬網網孔規格50 mm×50 mm。錨桿的間距8為800 mm,排距為800 mm,每排7 根錨桿。預緊扭矩不得低于150 N·m,錨桿錨固力大于80 kN。錨桿垂直頂板安裝,錨索選用15.2 mm,17 股預應力鋼絞線組成,錨索長度7 200 mm,采用兩支規格為MSCK2360和一支規格為MSK2360 三支樹脂錨固劑,錨索托板采用300 mm×300 mm×16 mm 的方形托板。錨索呈“三三”布置,每排3 根,間排距1 500 mm、1 500 mm。同樣全部垂直頂板打設,預緊力不低于120 kN。具體支護斷面如圖3 所示。

圖3 支護斷面圖(單位:mm)
對支護方案可行性進行研究,在巷道頂板及底板布置位移檢測儀,檢測巷道頂板及底板的變形情況,巷道頂板及底板變形曲線如圖4 所示。
從圖4 可以看出,在進行巷道支護后,巷道頂板及底板的變形量呈現出隨著工作面推進逐步增大的趨勢,增大的趨勢大致可以分為3 個階段,分別為第一階段(滯后工作面0~40 m),此時巷道頂板及底板變形量緩慢增加;第二階段(滯后工作面40~75 m),此時巷道的頂板及底板變形量隨著滯后工作面距離的增大快速增大,巷道的變形大部分來源于本階段;第三階段(滯后工作面75 m)在此階段巷道頂板及底板的變形量均已穩定,最大變形量分別為522 mm 和94 mm,巷道頂板及底板的移近量為616 mm。由此可以看出,巷道頂底板的整體變形量不大,巷道穩定性得到了較好的提升,巷道支護方案可行。

圖4 巷道頂板及底板變形曲線
1)利用數值模擬軟件對不同錨桿間距下巷道圍巖應力場分布情況進行分析,發現當錨桿間距為0.8 m時,此時錨桿應力場形成整體,支護效果較佳。
2)利用數值模擬軟件對不同錨桿長度下巷道圍巖應力場分布情況進行分析,發現當錨桿長度為2 m時,錨桿應力場分布效果最佳。
3)通過數值模擬確定支護參數后進行現場驗證,發現頂板及底板最大變形量分別為522 mm 和94 mm,巷道頂底板的移近量為616 mm,巷道支護方案可行。