淺埋煤層巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計(jì)

劉媛媛，張志勇，李延鋒

（新汶礦業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司，山東 新泰 271219）

隨著我國(guó)對(duì)西部礦產(chǎn)資源的不斷開(kāi)采，如何對(duì)淺部煤層安全高效回采已成為采礦作業(yè)人員面臨的主要技術(shù)課題。巷道支護(hù)作為煤礦生產(chǎn)系統(tǒng)必不可少的一部分，其合理性關(guān)系到煤礦的安全生產(chǎn)。目前煤層開(kāi)采過(guò)程中對(duì)頂板及兩幫支護(hù)方式的選取主要采取經(jīng)驗(yàn)法，存在支護(hù)參數(shù)過(guò)于保守、煤柱留設(shè)尺寸過(guò)大、巷道支護(hù)強(qiáng)度過(guò)大、支護(hù)成本過(guò)高等一系列問(wèn)題。

目前國(guó)內(nèi)外學(xué)者對(duì)巷道支護(hù)問(wèn)題的研究主要側(cè)重于深部礦井方面，對(duì)淺埋煤層巷道支護(hù)研究較少。張峰、劉學(xué)生、段華超[1]通過(guò)采用多點(diǎn)位移計(jì)、鉆孔電視、錨桿（索）測(cè)力計(jì)和鉆孔應(yīng)力計(jì)進(jìn)行礦壓觀測(cè)，提出了淺埋煤層軟巖巷道支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化方案；徐寧輝、郭偉耀、韓春等[2]在圍巖分類(lèi)和礦壓監(jiān)測(cè)的基礎(chǔ)上，提出了2 種合理的巷內(nèi)支護(hù)改進(jìn)方案，并采用FLAC3D數(shù)值模擬選取最佳方案；任建喜、程遠(yuǎn)、王江[3]以陜北某淺埋煤層為工程背景，采用組合梁理論對(duì)淺埋煤層工作面順槽錨桿支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)，并通過(guò)FLAC3D對(duì)支護(hù)效果進(jìn)行驗(yàn)證；候殿坤、高龍[4]針對(duì)近淺埋煤層軟巖巷道頂板容易冒頂?shù)膯?wèn)題，通過(guò)優(yōu)化支護(hù)參數(shù)，提出了堵水、注漿機(jī)全長(zhǎng)錨固措施；李浩棟、唐道光[5]針對(duì)榆家梁礦44305 回風(fēng)順槽局部地區(qū)頂板巖層破碎、難以支護(hù)等問(wèn)題，采用鉆孔窺視儀，對(duì)巷道頂板巖性及裂隙發(fā)育情況進(jìn)行分析，提出了淺埋煤層回采巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計(jì)；崔廷峰、張東升、陳先應(yīng)[6]等針對(duì)宏景塔一礦淺埋深大采高工作面回采巷道聯(lián)巷的具體地質(zhì)特征，提出了錨梁網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方案等。王波[7]針對(duì)納二礦4-2 煤層在巷道掘進(jìn)中過(guò)程中，上覆巖層變形量大、兩幫夾矸擠出等現(xiàn)象，通過(guò)分析圍巖變形特征，對(duì)淺埋煤層進(jìn)行了巷道優(yōu)化設(shè)計(jì)，并對(duì)設(shè)計(jì)后的巷道進(jìn)行了礦壓觀測(cè)。上述研究在礦井巷道支護(hù)方面做出了一定貢獻(xiàn)，但其采取的方法主要是單一的數(shù)值模擬或?qū)嶒?yàn)，對(duì)淺埋煤層軟薄基巖區(qū)段巷道支護(hù)是否具有優(yōu)化空間等問(wèn)題研究較少。

本文以我國(guó)西部礦區(qū)某礦22 采區(qū)為工程背景，在巖石力學(xué)參數(shù)實(shí)驗(yàn)及數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，確定了22 采區(qū)巷道的最優(yōu)支護(hù)方案。

1 工程背景

22 采區(qū)北至井田北部邊界、西至2-2上煤層露頭保護(hù)煤柱、南至井田南部邊界、北至2-2上煤層露頭保護(hù)煤柱，地面較平坦，第四系黃土覆蓋，標(biāo)高+1 444.75～+1 545.14 m，煤層賦存標(biāo)高+1 384.13～+1 415 m，開(kāi)采深度+230～+50 m。采區(qū)走向長(zhǎng)1 629.5 m，傾向長(zhǎng)4 132.3 m，面積436.7 萬(wàn)m2，采用走向長(zhǎng)壁式后退式采煤法，全部垮落法管理頂板。

目前22 采區(qū)區(qū)段煤柱留設(shè)尺寸為15 m，工作面順槽的頂板采用φ18 mm×2 200 mm 高強(qiáng)度左旋連續(xù)螺紋錨桿，間排距850 mm×1 000 mm，每排錨桿為6 根，錨索采用φ15.24 mm×6 300 mm 的鋼絞線(xiàn)截制而成，間排距為2 000 mm×2 000 mm，每排錨桿為4 根，當(dāng)前支護(hù)方式如圖1 所示。

圖1 工作面順槽現(xiàn)支護(hù)方式

通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)巷道圍巖變形狀態(tài)，發(fā)現(xiàn)順槽頂?shù)装咫x層及兩幫變形較小，原有的支護(hù)強(qiáng)度明顯偏大，雖能夠很好地控制巷道圍巖的變形，但存在支護(hù)成本高、支護(hù)工期長(zhǎng)、支護(hù)工程量大、操作工藝復(fù)雜等問(wèn)題。因此，合理留設(shè)區(qū)段煤柱、減小支護(hù)強(qiáng)度對(duì)于提高資源回收率、降低生產(chǎn)成本、提高礦井掘進(jìn)效率等具有重要的現(xiàn)實(shí)意義。

2 煤巖力學(xué)實(shí)驗(yàn)

為滿(mǎn)足實(shí)際生產(chǎn)的需要，現(xiàn)對(duì)該礦22 采區(qū)工作面順槽頂板巖樣進(jìn)行單軸拉伸及壓縮實(shí)驗(yàn)，通過(guò)分析頂板的強(qiáng)度，以確定工作面順槽最佳的支護(hù)方案。

2.1 巖石試件制取

進(jìn)行實(shí)驗(yàn)的巖石試塊取自2-2上煤系地層，現(xiàn)場(chǎng)取樣蠟封后運(yùn)回實(shí)驗(yàn)室立即加工做成標(biāo)準(zhǔn)試件，以保證與現(xiàn)場(chǎng)有相同的濕度和含水率。本次進(jìn)行拉伸實(shí)驗(yàn)及壓縮實(shí)驗(yàn)的試件如圖1、圖2 所示。

圖1 2-2 上煤頂板拉伸試件

圖2 2-2 上煤頂板壓縮試件

2.2 煤巖拉伸實(shí)驗(yàn)

巖石抗拉強(qiáng)度是指巖石在單軸拉力作用下達(dá)到破壞的極限強(qiáng)度。試驗(yàn)中破壞后的試件如圖3 所示。

圖3 頂板拉伸實(shí)驗(yàn)破壞后試件

通過(guò)力學(xué)實(shí)驗(yàn)得2-2上煤系地層單向拉伸實(shí)驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表1 所示。

表1 2-2 上煤系地層巖石和煤樣單向拉伸試驗(yàn)結(jié)果

實(shí)驗(yàn)表明，2-2上煤頂板抗拉強(qiáng)度為1.225～1.960 MPa，平均1.564 MPa 圍巖頂板相對(duì)較軟。

2.3 煤巖單軸壓縮實(shí)驗(yàn)

巖石抗壓強(qiáng)度是指巖石在單軸壓力作用下達(dá)到破壞的極限強(qiáng)度。實(shí)驗(yàn)在MTS815.03 電液伺服巖石試驗(yàn)機(jī)上進(jìn)行，加載方式采用位移控制，峰前加載速度采用0.1 mm/s，峰后加載速度采用0.2 mm/s，力的加載速度為0.5 kN/s，單軸壓縮破壞的試件見(jiàn)圖4。

圖4 頂板壓縮實(shí)驗(yàn)破壞后試件

通過(guò)單軸壓縮實(shí)驗(yàn)得2-2上煤系地層單軸壓縮實(shí)驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表2。

表2 2-2 上煤系地層巖石和煤樣單軸抗壓試驗(yàn)結(jié)果

實(shí)驗(yàn)表明，2-2上煤頂板單軸壓縮強(qiáng)度為7.796～16.847 MPa，平均16.234 MPa，頂板巖石強(qiáng)度較低。

通過(guò)煤巖力學(xué)實(shí)驗(yàn)可以看出，工作面順槽頂板的強(qiáng)度較低，現(xiàn)有的支護(hù)強(qiáng)度過(guò)高，不符合經(jīng)濟(jì)、安全、高效的要求，根據(jù)該礦的地質(zhì)條件，在確保順槽支護(hù)安全可靠的前提下，通過(guò)數(shù)值模擬確定該順槽最佳的支護(hù)方案。

3 巷道支護(hù)數(shù)值模擬

3.1 建立模型

數(shù)值模型的建立為研究該礦22 采區(qū)順槽支護(hù)參數(shù)是否合理，以確定最佳的巷道支護(hù)參數(shù)。模型方案如下：該礦地質(zhì)條件知22 采區(qū)煤厚度為5.3 m，平均煤層埋深170 m，模擬試驗(yàn)共模擬巖層9 層，模型的幾何尺寸為1 200 m×600 m×103 m。將5 煤上覆170 m 厚的巖層重量產(chǎn)生的應(yīng)力4.25 MPa 施加在模型上部邊界上，模擬順槽不同支護(hù)參數(shù)條件下工作面距煤壁不同距離巷道圍巖水平、垂直方向位移，建模型如圖5 所示。

圖5 三維數(shù)值計(jì)算模型網(wǎng)格圖

3.2 模擬方案設(shè)計(jì)

針對(duì)目前22 采區(qū)工作面順槽現(xiàn)有支護(hù)存在的問(wèn)題，提出了以下2 種巷道支護(hù)方案：

方案一：順槽頂部采用全螺紋鋼樹(shù)脂錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)。一排布置6 條錨桿，間排距850 mm×1 000 mm；另一排將兩端向里的第二條錨桿改為錨索支護(hù)，錨索布置在順槽中心線(xiàn)左、右側(cè)第二個(gè)鋼帶眼內(nèi)，錨索間排距為2550 mm×2 000 mm，間隔布置。幫部采用φ16 mm 的全螺紋鋼樹(shù)脂錨桿，長(zhǎng)度1 800 mm，錨桿間排距1 200 mm×1 200 mm。每幫每排錨桿為3 根，首套幫部錨桿打設(shè)在距頂板300 mm處，如圖6 所示。

圖6 方案一巷道支護(hù)示意圖

方案二：順槽頂部采用全螺紋鋼樹(shù)脂錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)。一排布置5 條錨桿，間排距1 100 mm×1 000 mm；另一排將兩端向里的第二條錨桿改為錨索支護(hù)，錨索布置在順槽中心線(xiàn)左、右側(cè)第二個(gè)鋼帶眼內(nèi)，錨索間排距為2 200 mm×2 000 mm，間隔布置。幫部采用φ16 mm 的全螺紋鋼樹(shù)脂錨桿，長(zhǎng)度1 800 mm，排距1 400 mm。每幫每排錨桿為1根，幫部錨桿打設(shè)在距頂板1 050 mm 處，如圖7 所示。

圖7 方案二巷道支護(hù)示意圖

3.3 模擬結(jié)果分析

為便于分析，統(tǒng)一規(guī)定圖形中壓應(yīng)力正、拉應(yīng)力為負(fù)，豎向位移向上為正、向下為負(fù)，水平位移向右為正、向左為負(fù)（左幫為實(shí)體煤，右?guī)蜑槊褐?/p>

方案一模擬結(jié)果如下：

22 采區(qū)工作面回采對(duì)方案一支護(hù)條件下巷道豎直方向、水平方向位移變化如圖8、圖9 所示。

圖8 方案一距煤壁不同距離時(shí)巷道圍巖豎直方向位移

圖9 方案一距煤壁不同距離時(shí)巷道圍巖水平方向位移

方案二模擬結(jié)果如下：

采區(qū)工作面回采對(duì)方案二支護(hù)條件下巷道豎直方向位移變化、水平方向位移變化見(jiàn)圖10、圖11。

圖10 方案二距煤壁不同距離時(shí)巷道圍巖豎直方向位移

圖11 方案二距煤壁不同距離時(shí)巷道圍巖水平方向位移

通過(guò)方案一、二的數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，在方案一的支護(hù)條件下，隨工作面的回采巷道頂板下沉量、兩幫移近量逐漸增加，當(dāng)工作面回采靠近觀測(cè)面時(shí)頂板下沉量及水平移近量達(dá)到300 mm。在方案二支護(hù)條件下，巷道圍巖垂直位移、水平移近量都比較大，在回采推進(jìn)煤壁時(shí)頂板下沉量達(dá)到320 mm，比方案一下沉量增加了20 mm，水平移近量達(dá)到400 mm，比方案一增加了100 mm。僅從巷道變形考慮，2 種方案均滿(mǎn)足生產(chǎn)使用要求，綜合考慮支護(hù)成本及施工進(jìn)度，方案二順槽頂部采用全螺紋鋼樹(shù)脂錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)更符合經(jīng)濟(jì)、安全、高效的要求且更好的發(fā)揮了圍巖的自承能力。基于上述數(shù)值模擬結(jié)果選取方案二為最佳支護(hù)方案。

4 結(jié) 論

1）通過(guò)對(duì)22 采區(qū)工作面順槽原支護(hù)方案的分析，得出原支護(hù)方案存在支護(hù)成本高、工期長(zhǎng)、工程量大、操作工藝有待改進(jìn)、錨桿預(yù)緊力不夠且難以控制等一系列問(wèn)題；

2）對(duì)2-2上煤巖進(jìn)行了單軸拉伸、單軸壓縮試驗(yàn)。得出22 采區(qū)工作面順槽頂板抗拉強(qiáng)度平均1.564 MPa，煤體強(qiáng)度平均1.296 MPa；煤頂板單軸壓縮強(qiáng)度為7.796～16.847 MPa，平均16.234 MPa，頂板巖石強(qiáng)度較低；

3）針對(duì)目前采區(qū)頂板支護(hù)強(qiáng)度過(guò)大問(wèn)題，提出2 種可行性支護(hù)方案，通過(guò)數(shù)值分析進(jìn)行比較，最終確定頂板采用錨桿間排距為1 100 mm×1 000 mm、幫部錨桿間排距1100 mm×1 400 mm（使用1 根）、錨索交叉支護(hù)方案為最優(yōu)方案。