王欽浩，賈發(fā)元，薛定亮，趙發(fā)亮，王元芳

(霍州煤電呂梁煤電有限公司店坪煤礦， 山西呂梁市 033102)

0 引言

巷道圍巖支護工藝大體上經歷了由木支架、金屬支架、錨桿支護、錨噴支護、錨梁網組合支護、錨桿(錨索)與梁網組合支護、以及錨噴(錨索)+金屬支架+注漿組合支護形式等眾多技術措施，逐步形成“綜合治理、聯(lián)合支護、長期監(jiān)控、因地制宜”的指導原則［1-3］。對于大型現(xiàn)代化礦井而言，大斷面矩形采準巷道支護采用錨桿和錨索聯(lián)合支護才能實現(xiàn)高效快速掘進，進行矩形大斷面煤巷錨桿支護優(yōu)化設計理論和技術研究就顯得非常重要。

本文依據(jù)店坪煤礦西北翼2采區(qū)8－9號煤層合并區(qū)頂板巖性，提出10種頂板支護方案并分別建立FLAC3D有限差分彈塑性數(shù)值模型進行模擬，比較分析不同支護方案的應力集中和變形破壞特征，并根據(jù)經濟效益優(yōu)先的原則確定大斷面矩形煤巷錨桿、錨索支護參數(shù)，為降低支護成本并為類似巷道支護提供技術參考。

1 煤巷聯(lián)合支護有限差分數(shù)值模型

1.1 煤巷圍巖參數(shù)

+830 m水平含煤層為8號、9號、10號、11號和12號煤，其中8號、9號、10號局部可采或者全區(qū)可采。8號煤層位于太原組中部，上距5號煤37.10～57.32 m，煤層厚度 0.25 ～2.25 m，平均 0.87 m;結構簡單，含夾矸0～2層，全井田屬不穩(wěn)定的局部可采煤層，井田內面積可采系數(shù)為55%。井田西北部8號煤與9號煤合并，頂板(老頂)為L1石灰?guī)r，厚度 1.00 ～8.60 m，平均5.43 m，局部發(fā)育泥巖、砂質泥巖、細粉砂巖，合并區(qū)煤層厚度2.3 m。煤巷圍巖物理力學特征參數(shù)見表1。

表1 煤巷圍巖物理力學特征參數(shù)

1.2 支護方案的選擇

全部采用綜合機械化方式掘進和回采，煤巷為矩形斷面，巷道凈寬4.4 m、高度2.5 m，凈斷面11 m2。早期巷道支護方案:巷道頂板支護錨桿為Φ20 mm×2.0 m的左螺旋高強度錨桿，間、排距為0.86 m ×0.8 m，錨索(Φ15.24 mm)長度為 8.0 m;間、排距1.4 m ×3.2 m;兩幫采用 Φ14.6 mm ×1.6 m 的普通錨桿，間排距1.0 m ×1.0 m，左(右)上角錨桿向上傾斜75°。根據(jù)巷道應力場和變形破壞特征，選擇10種錨桿和錨索聯(lián)合支護方案，如表2所示，錨桿長度2 m，錨桿0.86×0.8表示錨桿間距×排距，錨索8.0×1.4×3.2表示錨索長度 × 間距 × 排距，單位為m。通過10種頂板支護方案的支護效果模擬，分析不同方案的應力集中系數(shù)和頂板下沉量，然后依據(jù)經濟可行的原則確定最優(yōu)支護方案。

1.3 彈塑性有限差分模型［4-6］

計算模型沿x方向長度為180 m(主要表示在充分采動條件下)，沿y方向為100 m，沿z軸方向高度為26.3 m。8/9煤層合并區(qū)煤底部離模型底邊界平均距離為8 m，8/9煤合并區(qū)煤層厚度為2.3 m，8/9煤層合并區(qū)煤層頂部離模型頂部距離為18 m，平均傾角為2°，模型上方按至地表的巖體的自重加垂直方向荷載。模型的4個側面采用法向位移約束，頂面為應力邊界條件、位移自由，底邊界施加水平及垂直位移約束。根據(jù)現(xiàn)場地質巖層分布情況，模型由7層不同的巖層構成，劃分網格時盡可能在煤層開采范圍內使網格尺寸足夠小，并且形狀規(guī)則，不出現(xiàn)畸形單元。模型中的單元類型全部為8節(jié)點六面體單元，單元數(shù)為60560個，節(jié)點數(shù)為66000個，數(shù)值計算模型如圖1所示。

圖1 FLCA3D數(shù)值計算模型

表2 8－9號煤層合并區(qū)域頂板支護方案

2 模擬結果分析及方案優(yōu)化

2.1 模擬結果

通過數(shù)值模擬結果，結合煤、頂和底板抗拉和抗剪強度，巷道煤壁前方應力分為卸壓區(qū)、應力集中區(qū)和原始應力區(qū)。卸壓區(qū)和應力集中區(qū)煤層和頂板進入塑性斷裂區(qū)。巷道圍巖應力集中區(qū)在巷道頂板及兩幫的幫角處，不同支護方案的巷道應力分布見圖2、頂板下沉量見圖3。

2.2 支護方案優(yōu)選

支護方案依據(jù)錨桿布設密度可以分為4類，第1類為礦山早期采用的支護方案，錨桿間、排距為0.86 m ×0.8 m;第 2 類方案的錨桿間、排距為 1.0 m×1.0 m，第3類方案的錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m，第4類方案的錨桿間、排距為2.0 m ×2.0 m。從10種支護方案模擬結果(見表3)可以看出，錨桿布置越密、頂板下沉量降低幅度越大;錨索間距和排距對應力集中系數(shù)和頂板下沉量影響不是很明顯，錨索長度對應力集中系數(shù)和頂板下沉量較錨索布置密度效果明顯(如方案2，5，6)。選擇頂板支護方案時可以適當降低錨桿間、排距，縮短錨索長度、間、排距。

表3 8－9號煤合并區(qū)支護模擬結果

從經濟的角度分析，錨桿間、排距采用2.0 m×2.0 m最優(yōu)，錨索長度×間距×排距為6 m×2.2 m×4.8 m最為經濟。根據(jù)10不同支護方案模擬結果，錨桿間、排距采用 1.0 m ×1.0 m、1.5 m ×1.5 m和2.0 m ×2.0 m，錨索長度、間、排距采用6 m ×2.2 m×4.8 m，分段試驗，監(jiān)測頂板壓力和下沉量。由于礦井8－9煤層合并區(qū)頂板穩(wěn)定性較好(灰?guī)r，平均厚度5.43 m)，經井下考察，采用支護方案8能夠有效控制頂板下沉量，頂板壓力顯現(xiàn)符合礦井頂板管理要求，8－9煤層合并區(qū)煤巷大矩形斷面支護參數(shù)確定錨桿間、排距為1.5 m ×1.5 m，錨索長6 m、間、排距為 2.2 m ×4.8 m。

2.3 成本分析

按照方案8的支護參數(shù)，錨桿每排3根共6 m，按照煤巷平均長度1500 m計算，煤巷所需錨桿3000根、長度6000 m;錨索每排6 m、313根，總長度1875 m。若采用早期支護參數(shù)，錨桿間、排距0.86 m×0.8 m，煤巷所需錨桿9375根、長度18750 m;錨索參數(shù)8 m ×1.4 m ×3.2 m，需錨索938根、長度3750 m。從支護材料節(jié)省角度分析，方案8比方案1錨桿節(jié)省6375根、12750 m，錨索節(jié)省625根、1875 m。按照錨桿每套150元，錨索每套600元，1500 m煤巷頂板支護累計節(jié)省133.1萬元，由于減少作業(yè)工程量可以大幅提高掘進速度，平均日進尺達8～10 m;全礦全年8－9煤層合并區(qū)域煤巷掘進任務12000 m，累計節(jié)省支護材料1065萬元。

由于支護是一個系統(tǒng)工程，其最佳形式應當遵循“新奧法”的設計原則。在實施支護時應針對頂板巖性變化、加強礦壓方面的觀測，對支護方案適時調整，使該區(qū)域頂板管理滿足要求，實現(xiàn)安全和效益兼顧。

圖2 不同支護方案巷道斷面垂向應力

圖3 不同支護方案垂向位移

3 結論

(1)根據(jù)店坪煤礦西北區(qū)8－9號煤層合并區(qū)頂板、煤層抗拉、抗剪強度，結合該礦早期頂板支護參數(shù)，選擇10種支護方案并用三維有限差分數(shù)值模擬軟件FLAC3D分別對8－9號煤層合并區(qū)大斷面矩形煤巷掘進10種支護方案建立模型進行模擬，分析不同方案應力集中系數(shù)和頂板下沉量。

(2)通過對不同支護方案模擬結果的分析，錨桿間、排距變化對頂板下沉量影響明顯，錨索長度、間、排距對煤壁前方和圍巖應力集中和頂板下沉量改善不大，從而確定錨索長度，間、排距為6 m×2.2 m×4.8 m。根據(jù)錨桿間、排距分段試驗頂板壓力和下沉量監(jiān)測結果，確定錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m。

(3)由于該礦8－9號煤層合并區(qū)域煤層頂、底板條件較好，根據(jù)模擬和現(xiàn)場監(jiān)測結果，采用優(yōu)化后頂板支護參數(shù)，按照年掘進1500 m計算，節(jié)省錨桿938根、錨索625根，材料費節(jié)省133.1萬元，日掘進進尺達8～10 m;礦井全年節(jié)省頂板支護材料成本1065萬元，經濟效益顯著。

［1］張 農，高明仕.煤巷高強預應力錨桿支護技術與應用［J］.中國礦業(yè)大學學報，2004，33(5):524-527.

［2］康紅普，王金華，等.煤巷錨桿支護理論與成套技術［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，2007.

［3］馬念杰，吳聯(lián)君，劉洪艷，等.煤巷錨桿支護關鍵技術及發(fā)展趨勢探討［J］.煤炭學報，2006，31(5):76-77.

［4］魏敬喜，華心祝，李迎富.復雜條件煤巷掘進頂板控制數(shù)值模擬及應用［J］.安徽理工大學學報，2010，30(3):77-79.

［5］高海亮，田建勝，高 松.大斷面矩形煤巷錨桿支護參數(shù)數(shù)值模擬研究［J］.煤炭技術，2009(1):122-124.

［6］張永杰，郝云新，柏建彪，等.大斷面煤巷頂板穩(wěn)定機理分析與控制技術［J］.煤礦安全，2011，1:51-53.