韓存地，許興亮，雷亞軍，楊建輝，丁維波，石 灝，田素川，北 楊

(1.陜西陜煤曹家灘礦業(yè)有限公司，陜西 榆林 719000 ；2.中國礦業(yè)大學(xué)，江蘇 徐州 221116)

0 引言

隨著采掘裝備與技術(shù)的進(jìn)步，榆神礦區(qū)采掘效率大幅提升，特別是年產(chǎn)千萬噸級煤礦的快速建成，其開采技術(shù)已達(dá)到世界領(lǐng)先水平[1-3]。以往依靠經(jīng)驗的傳統(tǒng)型支護(hù)方案已不再適應(yīng)當(dāng)前大斷面快速掘進(jìn)煤巷圍巖的支護(hù)[4]。李運宏等[5]利用FLAC3D數(shù)值模擬研究了錨桿預(yù)緊力大小以及錨桿數(shù)量布置對巷道圍巖變形影響。趙云[6]采用理論分析方法分析了巷道不同跨度、不同圍巖支護(hù)強度對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律。李大懷[7]對大斷面煤巷圍巖變形特征及機理進(jìn)行了詳細(xì)分析，并提出了針對性支護(hù)參數(shù)優(yōu)化方案。以上研究成果為大斷面煤巷圍巖控制奠定了很好的基礎(chǔ)，文中通過分析大斷面煤巷圍巖變形特征，利用數(shù)值模擬針對性地分析不同支護(hù)參數(shù)條件下圍巖應(yīng)力、位移變形規(guī)律，提出頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長及強幫護(hù)頂?shù)拇髷嗝婷合飮鷰r強化控制技術(shù)。

1 工程背景

1.1 工程概況

122109膠帶順槽位于礦井2-2煤層12盤區(qū)，煤層底板標(biāo)高+957～+972 m，地面標(biāo)高+1 261～+1 300 m。2-2煤層頂板巖性主要為粉砂巖、細(xì)粒砂巖，次為中粒砂巖、泥巖、砂質(zhì)泥巖；底板巖性主要為粉砂巖，次為細(xì)粒砂巖、砂質(zhì)泥巖，局部中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖。煤層結(jié)構(gòu)簡單，屬于穩(wěn)定型煤層，密度為1.32 t/m3，普氏硬度f<3；井田地層總體為走向NE，傾向NW，傾角不足1°的單斜構(gòu)造，局部有寬緩的波狀起伏，無大的褶曲、斷層和巖漿活動。122109工作面膠帶順槽位置關(guān)系，如圖1所示。

圖1 122109工作面膠帶順槽位置關(guān)系

1.2 巷道圍巖變形破壞特征

曹家灘煤礦122109膠帶順槽原支護(hù)方案支護(hù)強度較低，且錨桿布置不合理，施工工序較為繁瑣，已不適應(yīng)大斷面煤巷快速掘進(jìn)所需的要求。在大斷面煤巷中，圍巖變形破壞的程度與自承能力以及主動支護(hù)強度息息相關(guān)[8-11]。根據(jù)相鄰工作面122106綜采面機頭位置煤壁端頭截割面實測結(jié)果，顯示回采時回采幫的塑性區(qū)發(fā)育寬度在1.5 m以上，兩幫變形“不均勻”。由于原支護(hù)方案中巷道回采幫布置的玻璃鋼錨桿及配套托盤、螺母強度不足，且與煤柱幫布置的螺紋鋼錨桿強度存在一定差異，在回采幫工作面附近(端頭支架前方0～15 m范圍內(nèi))出現(xiàn)了大面積玻璃鋼錨桿退絲、托盤碎裂的情況，以及產(chǎn)生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴(kuò)展，甚至是片幫。

2 不同支護(hù)參數(shù)下圍巖數(shù)值模擬

2.1 不同錨桿長度對比分析

模擬結(jié)果：以122109工作面膠帶順槽為研究對象，巷道頂板布置6根錨桿，間距1 200 mm，排距1 000 mm，幫部布置4根錨桿，間距1 000 mm，排距1 000 mm。根據(jù)錨桿長度不同，設(shè)置錨桿長度分別為2.2 m、2.4 m、2.6 m這3個方案。巷道圍巖x軸方向水平應(yīng)力分布如圖2所示；巷道圍巖位移特征如圖3所示。模擬結(jié)果如下：

圖3 不同錨桿長度時圍巖位移分布特征

結(jié)果分析：由圖2可知，通過增大錨桿長度，可以有效增大巷道圍巖錨固區(qū)域，形成厚度更大的疊加壓應(yīng)力區(qū)域，從而提高巷道圍巖錨固區(qū)域內(nèi)巖石力學(xué)參數(shù)，更好發(fā)揮圍巖自承載能力。當(dāng)錨桿長度從2.2 m增大到2.6 m時，巷道頂板最大變形量由200 mm降低到80 mm，x軸方向最大水平應(yīng)力從6 MPa降低到4 MPa。因此，在122109外回風(fēng)順槽頂板客觀地質(zhì)條件下，適當(dāng)增大錨桿長度有利于控制巷道圍巖變形，有利于降低圍巖應(yīng)力集中程度，控制巷道淺部圍巖破碎區(qū)向深部擴(kuò)展。

圖2 不同錨桿長度時圍巖x軸方向應(yīng)力云圖

2.2 不同錨桿間距對比分析

模擬方案：模擬共設(shè)置3個方案。①方案一。頂板布置7根錨桿，間距1 000 mm。②方案二。頂

板布置6根錨桿，間距1 200 mm。③方案三。頂板布置5根錨桿，間距1 500 mm。幫部錨桿均布置4根，間距1 000 mm，幫頂部錨桿排距皆為1 000 mm。巷道圍巖x軸方向水平應(yīng)力分布如圖4所示；巷道圍巖位移特征如圖5所示。

結(jié)果分析：錨桿間距過大，相鄰錨桿之間不易形成壓應(yīng)力疊加區(qū)域，模擬結(jié)果表明，當(dāng)頂板錨桿間距從1 000 mm提高到1 500 mm時，巷道頂板x軸方向最大水平應(yīng)力由3 MPa增大到6 MPa，巷道頂板最大變形量由140 mm增大到320 mm。但從圖4、圖5可以看出，錨桿間距由1 000 mm增大到1 200 mm時，巷道圍巖應(yīng)力分布特征、位移大小相差不大；而當(dāng)錨桿間距由1 200 mm增大到1 500 mm時，巷道圍巖水平應(yīng)力及位移的最大值都增長較多。

圖4 不同錨桿間距時圍巖x軸方向應(yīng)力云圖

圖5 不同錨桿間距時圍巖位移分布特征

3 巷道圍巖支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

在保證安全的前提下，建立以高強度、高預(yù)應(yīng)力和高系統(tǒng)剛度為技術(shù)核心并適應(yīng)于煤巷快速掘進(jìn)的大間排距高性能錨桿支護(hù)體系。

3.1 煤柱幫支護(hù)：螺紋鋼錨桿+鋼筋網(wǎng)

煤柱幫支護(hù)采用螺紋鋼錨桿+鋼筋網(wǎng)的形式，巷道支護(hù)斷面圖如圖6所示。錨桿采用規(guī)格為φ20 mm×2 000 mm的BHRB335號左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 000 mm，每排4根錨桿，最上部錨桿距頂板300 mm，帶15°上仰角施工，其余錨桿垂直巖面施工，錨桿孔深1 950 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預(yù)緊力要求不小于120 N·m，錨固力不小于10 t。錨桿托盤選用規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm蝶形鐵托盤。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為3 600 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網(wǎng)，鋼筋直徑為4 mm，網(wǎng)格尺寸100 mm×100 mm，幫網(wǎng)頂部彎曲100 mm，與頂網(wǎng)搭接寬度100 mm，幫網(wǎng)與幫網(wǎng)搭接寬度100 mm。

圖6 巷道支護(hù)斷面

3.2 回采幫支護(hù)：玻璃鋼錨桿+塑鋼網(wǎng)

回采幫支護(hù)采用玻璃鋼錨桿+塑鋼網(wǎng)的形式。錨桿采用規(guī)格為φ22 mm×2 400 mm的GQN60型高強抗扭玻璃鋼錨桿及配套托盤螺母，間排距為1 000 mm×1 000 mm，每排4根錨桿，最上部錨桿距頂板300 mm，垂直巖面施工，錨桿孔深2 300 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預(yù)緊力要求不小于50 N·m，錨固力不小于10 t。網(wǎng)片選用塑鋼網(wǎng)，規(guī)格為3 600 mm×5 000 mm，走向鋪網(wǎng)，幫網(wǎng)與頂網(wǎng)搭接寬度100 mm，幫網(wǎng)與幫網(wǎng)搭接寬度為100 mm。幫部塑鋼網(wǎng)內(nèi)不含鋼絲，網(wǎng)孔規(guī)格為50 mm×50 mm。

3.3 頂板支護(hù)：錨桿+錨索+鋼筋網(wǎng)

頂板支護(hù)采用錨桿+錨索+鋼筋網(wǎng)的形式。

錨桿支護(hù)：頂板錨桿采用規(guī)格為φ22 mm×2 600 mm的BHRB335號左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 200 mm×1 000 mm，每排6根錨桿，最外側(cè)錨桿距幫部250 mm，帶15°外扎角施工，中間4根錨桿垂直頂板施工，錨桿孔深2 550 mm。每根錨桿采用1只MSK2380型樹脂藥卷錨固，預(yù)緊力要求不小于200 N·m，錨固力不小于10 t。錨桿托盤選用規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm的拱型高強度托盤。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為6 500 mm×1 100 mm的電弧焊鋼筋網(wǎng)，鋼筋直徑為4 mm，網(wǎng)格尺寸100 mm×100 mm，搭接寬度為100 mm。

錨索支護(hù)：頂板每排布置2根錨索，采用規(guī)格為φ17.8 mm×6 250 mm的鋼絞線，錨索孔深6 000 mm。錨索間排距為2 400 mm×3 000 mm，均垂直巖面施工。每根錨索采用2只MSK2380型樹脂藥卷，錨索預(yù)緊力14 t，錨固力不小于24 t。錨索托盤的規(guī)格為250 mm×250 mm×20 mm的高強度拱形可調(diào)心托板。

3.4 圍巖支護(hù)效果監(jiān)測

為檢驗新支護(hù)的安全可靠性，在122109膠帶順槽快速掘進(jìn)段以及正常掘進(jìn)段采用“十字”布點法布置位移監(jiān)測站，如圖7為原支護(hù)方案與優(yōu)化方案下巷道圍巖表面位移變化曲線。由圖7可知，在掘進(jìn)初期，巷道圍巖應(yīng)力得到釋放，圍巖變形呈逐漸增長的趨勢，隨著后續(xù)觀測時間不斷增加，巷道圍巖位移變化趨于穩(wěn)定。現(xiàn)優(yōu)化方案與原支護(hù)方案相比，圍巖位移變化量均有所減小，說明頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長及強幫護(hù)頂大斷面煤巷圍巖支護(hù)方案能夠保證巷道的安全。

圖7 巷道圍巖表面位移變化曲線

4 結(jié)論

(1)巷道變形破壞呈兩幫“不均勻”?；夭蓭凸ぷ髅娓浇a(chǎn)生較大范圍的圍巖破壞、裂隙擴(kuò)展，甚至是片幫，塑性區(qū)發(fā)育寬度在1.5 m以上。

(2)由數(shù)值模擬結(jié)果可知，通過增大錨桿長度，巷道頂板變形量和最大水平應(yīng)力明顯減小；若錨桿間距過大，巷道圍巖位移變化量和最大水平應(yīng)力均較大，故需根據(jù)具體情況選擇合適的錨桿間距。

(3)通過增加錨桿長度、直徑、自身強度以及配套的托盤、螺母強度，增加樹脂藥卷錨固長度，在保證安全的前提下，選擇合適的錨桿間排距，提出頂板錨桿減量提質(zhì)、減密加長及強幫護(hù)頂大斷面煤巷圍巖支護(hù)方案，并通過現(xiàn)場監(jiān)測驗證了方案的可行性。