郭 萌，弓培林，李 鵬

(1.太原理工大學 礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024；2.山西能源學院，山西 太原 030024)

極近距離煤層開采中，上煤層開采后遺留的保護煤柱會產(chǎn)生集中應力，并沿底板傳遞到下煤層，且由于上煤層采空區(qū)垮落的矸石會改變下煤層圍巖應力狀態(tài)和結構，巷道掘進后易出現(xiàn)頂板下沉破碎等現(xiàn)象[1-3]。巷道變形嚴重、礦壓顯現(xiàn)劇烈等問題會極大地影響巷道掘進效率以及礦山的安全生產(chǎn)，從而造成煤炭資源的浪費和人員的傷亡[4-7]。所以實現(xiàn)巷道支護的科學管理對煤礦安全生產(chǎn)具有重要的現(xiàn)實性意義。國內(nèi)外眾多學者提出了以錨桿(索)為主要結構的支護方式，然而此種支護方式對解決巷道頂板下沉問題效果不大。于洋[8]等通過數(shù)值計算研究了極近距離上位煤層采空區(qū)下底板巖層的應力分布規(guī)律及下位煤層巷道變形破壞特征。蔡健[9]等研究了2種類型下工字鋼支架部位在非均勻受力作用下應力和位移特征，對困難煤巷中工字鋼支架提出了控制對策。董宇[10]等采用現(xiàn)場調(diào)查分析和數(shù)值模擬方法總結了巷道失穩(wěn)破壞的主要原因，提出了錨桿和工字鋼聯(lián)合支護的高強穩(wěn)定支護技術。本文以華燁煤礦4301工作面軌道平巷為研究背景，通過現(xiàn)場調(diào)查、理論計算和數(shù)值模擬方法研究了不同棚間距支護方案的圍巖屈服強度、應力變化以及頂板位移情況[11-13]，確定了以錨桿支護為基礎、輔以間距為2m的“工字鋼+單體液壓支架”鋼棚主動支護方式，并成功應用于工業(yè)試驗。

1 試驗巷道概況

華燁煤礦位于呂梁市臨縣境內(nèi)，礦井生產(chǎn)能力為1.2Mt/a。礦井主采4號和4下號煤層，其中，4號煤層平均厚度2.0m，4下號煤層平均厚度4.2m，層間距為1.05m，屬極近距離煤層，采用下行式開采方式。4下號煤層4301工作面軌道平巷和運輸平巷內(nèi)錯4號煤層4108工作面10m，上部煤層遺留區(qū)段煤柱為20m，4下號煤層4301工作面布置方式如圖1所示。巷道平均埋深350m，煤層巖性主要為泥巖和細砂巖，底板巖性為泥巖和砂質(zhì)泥巖。

圖1 4下號煤層4301工作面布置方式

巷道選用矩形斷面，寬為4.4m，高為2.5m，現(xiàn)有支護方式為“錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁”聯(lián)合支護，沿煤層底板掘進，巷道原支護參數(shù)見表1。根據(jù)巷道圍巖穩(wěn)定性分類，結合4下號煤層地質(zhì)狀況，判定該煤層圍巖屬于Ⅳ類不穩(wěn)定巖層。在原支護方式下，4301軌道平巷頂板下沉量較大，圍巖變形嚴重，部分錨桿產(chǎn)生斷裂現(xiàn)象，且由于頂板較為破碎，冒漏現(xiàn)象時有發(fā)生，安全問題亟待解決。

表1 巷道原支護方式參數(shù)表

2 理論分析

為保證4301綜放工作面的安全推進，提出采用 “礦用工字鋼+單體液壓支柱”補強支護方式，兩者之間形成的“鋼型框架”整體承載結構能給與頂板一定的支撐力，較好地控制巷道圍巖產(chǎn)生的剪脹變形。選用自然平衡拱理論對4下號煤層4301工作面巷道進行力學參數(shù)計算，選用合理的錨桿支護參數(shù)；運用巖石力學知識，建立11#礦用工字鋼梯形支架力學模型，通過計算鋼梁的承載能力，對材料的力學參數(shù)進行驗證，結合軌道平巷錨桿支護情況，對工字鋼棚參數(shù)進行合理選擇。

2.1 錨桿錨固參數(shù)的確定

目前，較成熟的錨固支護理論主要有懸吊理論、減跨理論、組合梁理論和自然平衡拱等理論。結合4下號煤層圍巖物理力學性質(zhì)及實際開采條件，錨桿支護參數(shù)選用自然平衡拱理論計算。以軌道平巷為例，計算如下。

2.1.1 圍巖破壞范圍

煤層巷道煤幫破壞深度C由式(1)確定：

式中，KCX為巷道周邊擠壓應力集中系數(shù)，按巷道斷面形狀與寬高比確定，取1.8；γ為巷道上方至地表間地層的平均重力密度，取25kN/m3；H為巷道距地表的深度，取4下號煤層4301綜放試驗工作面平均埋深315m；B為表征采動影響程度的無因次參數(shù)，取1.8；fy為煤層硬度系數(shù)，取1.7；h為煤層厚度或巷道輪廓范圍內(nèi)煤夾層的厚度，取2.5m；φ為4下號煤的內(nèi)摩擦角，取32.21°。

對于頂板巖層的破壞深度b，按相對于層理的法線計，可根據(jù)式(2)求出：

式中，a為巷道的半跨距，取2.2m；α為煤層傾角，取α=7°；ky為待錨固巖層的穩(wěn)定性系數(shù)，取1.1；fn為錨固巖層的硬度系數(shù)，考慮一定的弱化系數(shù)，此處取2.1。

經(jīng)計算，軌道平巷內(nèi)4下號煤層巷道煤幫及頂板的破壞深度分別為0.69m和1.24m。

2.1.2 圍巖壓力

當C為正值時，作用在破壞煤幫一側(cè)支護體上的壓力Q為：

式中，γy為煤的重力密度，取12.94kN/m3；γn為巖石的重力密度，取25kN/m3。

對于頂板支護體壓力QH，按相對于巖層層理的法線確定為：

QH=2γnabB

(4)

經(jīng)計算，作用在煤幫及頂板上壓力分別為14.53kN/m和245.52 kN/m。

2.1.3 錨桿長度

頂錨桿長度：

Lr=b+Δ

(5)

幫錨桿長度：

Ls=C+Δ

(6)

式中，Δ為錨桿錨入圍巖破壞范圍之外的深度與錨桿外露長度之和，一般取0.5～0.7m。

由式(5)、式(6)分別計算得軌道平巷頂錨桿長度為1.94m，幫錨桿長度為1.39m。

2.1.4 錨桿間排距

錨桿排距ar按照式(7)求出：

式中，Z為錨桿錨入自然平衡拱范圍之外的額定深度，取0.45m。

由式(7)計算得錨桿排距為0.7m。

錨桿間距br按照式(8)求出：

br≤1.0/N

(8)

式中，N為圍巖影響系數(shù)，4下煤層圍巖為IV類中等穩(wěn)定圍巖，取1.0。

經(jīng)式(8)計算得錨桿間距為1.0m。

綜上，考慮一定的安全系數(shù)，4301試驗工作面軌道平巷錨桿支護時確定頂錨桿長度為2000mm，幫錨桿長度為1800mm，間排距均為1000mm×750mm。且與原錨桿支護參數(shù)大體相同，減少了因設計參數(shù)不一致時帶來的施工難度，有利于工作面的安全推進。

2.2 礦用工字鋼梯形支架梁的力學模型

為便于取材，4301工作面軌道平巷選用煤礦支護常用的11#礦用工字鋼，查其參數(shù)表知：11#工字鋼材質(zhì)主要是20MnK，屈服強度σs為355MPa，抗拉強度σb為510MPa，抗彎截面模量Wz為113.4×10-6m4，慣性矩I為623.7×10-8m4，碳鋼彈性模量E為200GPa。

將工字鋼梯形支架視為簡支梁，受力狀況為均布載荷類型，經(jīng)推導，工字鋼梁頂梁壓力F為：

由簡支梁撓曲線方程可知頂梁的下沉值Lx為：

華燁煤業(yè)4301工作面巷道為矩形斷面，巷道高2.5m，寬4.4m，工字鋼棚頂梁跨長取4.0m。經(jīng)計算，工字鋼頂梁達到屈服極限時，其所受均布載荷為20.13kN/m，整架棚的使用載荷為80.52kN，屈服條件下的最大彎曲下沉量為72.99mm；頂梁破壞時的均布載荷為28.92kN/m，整架棚的破壞載荷為115.68kN，發(fā)生破壞條件下的最大彎曲下沉量為104.86mm。

對于極近距離煤層，巷道頂板壓力采取傳統(tǒng)的自然平衡拱理論進行計算，計算公式如下：

式中，Qd為每米巷道頂板巖石作用在支架上的壓力，kN；f為頂板普氏性系數(shù)，因4號煤與4下號煤層間距為1.05m，故頂板普氏系數(shù)取3。

經(jīng)計算，每米巷道承受的壓力為53.78kN。

2.3 工字鋼棚支護參數(shù)的確定

根據(jù)上述的計算結果，跨長為4m的11#工字鋼頂梁使用載荷為161kN，破壞載荷為231.34kN，寬為4.4m的每米巷道頂板壓力為53.81kN，所以當工字鋼棚達到使用載荷時，工字鋼棚距為80.52/53.78=1.5m；當工字鋼棚達到破壞載荷時，工字鋼棚距為115.68/53.78=2.15m。結合現(xiàn)場實際情況，在原支護基礎上，增加“工字鋼+單體液壓支柱”棚式密集方式進行主動補強支護，考慮一定的安全系數(shù)，在允許工字鋼棚有微弱的彎曲下沉的情況下(小于104.86mm)，初步確定棚間距為2m。

3 數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型的建立

以臨縣華燁煤業(yè)4301綜放工作面的工程實際條件為原型，采用FLAC3D5.0數(shù)值模擬軟件建立模型，模型長210m，寬60m，高45m，對研究的巷道周圍進行加密處理，模型共劃分116281個節(jié)點，10800個單元，模型前后左右四周限制水平位移，底部固支，上部施加7.62MPa垂直應力來模擬上覆巖層的重力，模型采用庫倫-摩爾本構模型進行計算。模擬過程中錨桿使用cable結構單元，工字鋼采用beam結構單元，單體液壓支柱采用pile結構單元，使用set large命令開啟大變形。數(shù)值模型物理力學參數(shù)見表2。

表2 巖層物理力學參數(shù)表

3.2 數(shù)值模擬方案

由于4號煤層與4下號煤層屬于極近距離煤層，受上層煤開采影響，4301工作面軌道平巷掘進后不久出現(xiàn)頂板大面積下沉問題。為提高巷道圍巖支護強度，針對4301工作面軌道平巷實際地質(zhì)條件，基于原支護方案，提出 “單體液壓支柱+工字鋼”棚間距分別為1m、2m、3m的補強支護方案，分析不同方案的支護效果。

3.3 模擬結果分析

3.3.1 巷道圍巖垂直位移分析

對原方案及3種補強方案進行巷道頂板及兩幫位移分析，各方案垂直方向位移云圖如圖2所示。由圖2可知，原方案支護的頂板下沉量明顯，最大位移處達到220.6mm，左、右?guī)臀灰品謩e為55.2mm和38.4mm，兩幫位移變化較小；方案一下的頂板最大位移量為104.7mm，其下沉問題得到較大改善，圍巖變形得到一定范圍的控制；方案二的頂板最大位移量為52.4mm，有效控制了頂板下沉問題；方案三的頂板最大位移量達到45.3mm。與原方案相比，方案一、二、三頂板位移量減幅分別為52.5%、76.2%、79.5%，底板變形量均在煤礦安全生產(chǎn)允許范圍內(nèi)，方案二、三形成的承載結構很大程度上抑制了巷道頂板下沉。

圖2 垂直方向位移云圖

3.3.2 巷道圍巖屈服破壞情況分析

原方案和3種補強方案的圍巖屈服破壞情況如圖3所示。由圖3可知，巷道頂板及兩幫出現(xiàn)塑性區(qū)域較多，其中頂板塑性破壞尤為嚴重，底板破壞問題不明顯。兩幫及頂板的塑性破壞深度基本包絡錨桿全長，鋼棚支護效果良好。

圖3 巷道圍巖屈服破壞云圖

3.3.3 巷道圍巖垂直應力分布分析

各支護方案的巷道圍巖垂直應力云圖如圖4所示。軌道平巷掘進后，應力集中區(qū)域主要集中在巷道頂板，應力范圍是0.03～10.2MPa，表明巷道頂板出現(xiàn)了塑性區(qū)域，圍巖承載力較低。隨著“單體液壓支柱+工字鋼”棚間距的增大，垂直應力集中區(qū)域逐漸向巷道兩幫轉(zhuǎn)移，且應力峰值位置靠近巷道兩幫。分析表明在鋼棚承載結構作用下，巷道失穩(wěn)破壞得到有效控制。

圖4 巷道圍巖垂直應力云圖

綜合分析，采用方案一支護軌道平巷時，頂板下沉量明顯減小，仍達不到礦山安全生產(chǎn)的要求；采用支護方案二、三時，頂板下沉量能夠達到50mm之內(nèi)，位于礦山安全生產(chǎn)的可控范圍，充分發(fā)揮了圍巖承載能力，提高了“錨桿+金屬網(wǎng)+工字鋼+單體液壓支柱”的結構穩(wěn)定性，兩種方案的支護效果無明顯差異，但方案三使用的支護材料明顯增多，考慮到巷道掘進支護費用與效率，選用方案二作為最佳支護方案，最終確定工字鋼棚間距為2m。

4 工程試驗

4.1 巷道支護方案確定

針對4301工作面軌道平巷掘進后頂板大面積下沉以及現(xiàn)有支護方案下巷道變形較大等特點，根據(jù)理論計算和數(shù)值模擬結果，最終確定軌道平巷最佳支護方案，即“錨桿+金屬網(wǎng)+工字鋼+單體液壓支柱”棚式支護的超強穩(wěn)定支護結構，錨桿選用高強預應力錨桿，工字鋼型號選用11#鋼材，單體液壓支護型號為DW28-250/100。軌道平巷支護斷面如圖5所示。

圖5 軌道平巷支護斷面圖(mm)

4.2 支護效果分析

華燁煤礦4301工作面為試驗工作面，應用優(yōu)化后的支護方案，于4301工作面軌道平巷內(nèi)設置3組測站，布置頂?shù)装鍎討B(tài)儀，記錄頂板表面位移數(shù)據(jù)以及兩幫移近量。監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，3組測站頂?shù)装逑鄬σ平孔畲笾捣謩e為58.7mm、45.2mm和49.5mm，平均51.1mm；兩幫相對移近量最大值分別為45.6mm、54.1mm、52.9mm，平均50.9mm。巷道圍巖變形得到有效控制，解決了巷道掘進后頂板大面積下沉問題，滿足巷道支護強度需求，支護效果良好。

4.3 經(jīng)濟效益分析

采用以高強預應力錨桿支護為基礎，輔以棚間距為2m的“工字鋼+單體液壓支柱”鋼棚主動支護方式，在4301工作面回采后，11#工字鋼以及單體液壓支柱可以循環(huán)使用，按一架11#工字鋼5.5元，一根型號為DW28-250/100的單體液壓支柱700元計算，共節(jié)省投資164.2萬元，符合共建資源節(jié)約型社會的發(fā)展理念。

5 結 論

1)華燁煤礦4301工作面軌道平巷出現(xiàn)大面積下沉問題，巷道變形嚴重，礦壓顯現(xiàn)劇烈嚴重影響了煤礦的安全高效生產(chǎn)，提出了以高強預應力錨桿支護為基礎、輔以 “11#工字鋼+單體液壓支柱”的鋼棚式主動支護方案。

2)通過分析不同支護方案下的圍巖屈服、垂直應力以及頂板垂直位移特征，最終確定棚式支護間距為2m。

3)該方案在試驗巷道成功應用，提高了巷道的安全穩(wěn)定性，具有較大的經(jīng)濟效益。