楊世龍(中國鋁業(yè)集團有限公司煤炭安全管理部，北京 100082)

隨著煤炭開采深度日益增加、回采工作面機械化程度迅速提高、巷道斷面不斷加大，給巷道的支護與維護帶來一系列難題[1-3]。巷道是煤礦井下生產(chǎn)的重要安全通道，承擔(dān)著通風(fēng)、運輸、行人任務(wù)，一些礦井進入深部開采后在巷道布置和開采部署上仍沿用淺部開采的方法和理論[4-6]，導(dǎo)致巷道支護效果差，巷道不暢通，井下開采工作無法正常進行，嚴重影響煤礦安全生產(chǎn)，延緩工作面接替，因此，安全、有效、快速的巷道支護技術(shù)是保證煤礦高產(chǎn)高效的必要條件[7-9]。 神火礦區(qū)新莊煤礦、葛店煤礦在-200～-500 m水平的巷道工程中，回采巷道普遍采用架棚和錨網(wǎng)噴支護方式，開拓巷道、準備巷道大多采用錨網(wǎng)噴支護方式，支護效果良好。在-600 m水平開拓后，先后在-600 m軌道大巷、水倉、變電所、泵房等巷道、硐室出現(xiàn)圍巖維護狀態(tài)惡化，圍巖變形破壞嚴重[10-12]。在常規(guī)錨網(wǎng)噴加錨索的支護方式下，40 d內(nèi)巷道變形量達到400～500 mm，雖經(jīng)多次翻修，但仍失穩(wěn)破壞嚴重，說明在-600 m水平后，采用這種常規(guī)支護方式已經(jīng)遠遠不能滿足支護強度要求；同時，傳統(tǒng)的架棚支護方式也遠遠不能適應(yīng)深部開采條件下回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制要求[13-15]。為了礦井的安全和工作面的及時接替，促進神火礦區(qū)巷道支護技術(shù)的發(fā)展，根據(jù)神火礦區(qū)地質(zhì)條件和巷道的具體生產(chǎn)條件以及我國目前的巷道支護技術(shù)水平[1]，迫切需要采用科學(xué)的研究方法設(shè)計一個支護效果理想的巷道支護方案，逐步提高本礦區(qū)巷道支護設(shè)計的針對性。

1 工程概況

神火礦區(qū)含煤地層為太原群、山西組、上下石河子組，總厚度為634.48 m，含34層，其中可采煤層為4層，自下而上分別為二2煤層、三2煤層、三3煤層、三4煤層。本文研究的新莊煤礦22091工作面回采巷道位于二2煤層，二2煤層位于山西組中部，上距三2煤層90.48 m，厚度1.45～3.40 m，平均厚2.73 m，煤層結(jié)構(gòu)簡單，一般無夾矸，屬穩(wěn)定煤層。頂板多為砂質(zhì)泥巖或中細粒砂巖，有時為泥巖，底板為泥巖或砂質(zhì)泥巖。根據(jù)鉆孔資料及新莊礦開拓二2煤層所揭露情況，直接頂和煤層直接接觸，僅局部有炭質(zhì)泥巖偽頂，直接頂為砂質(zhì)泥巖厚約7.14 m，裂隙不發(fā)育，多為柱狀，單向抗壓強度503.8～1 306.3 kg/cm2，總層數(shù)一般為4～7層，老頂為細砂巖，厚度約為9.2 m，二2煤層距三2煤層底板90.48 m，二2煤層底板有8.6 m的砂質(zhì)泥巖和中砂巖，二2煤層呈灰黑色略帶鋼灰色，金剛石金屬光澤，灰黑色條痕，階梯狀、參差狀斷口，條帶狀，線理狀結(jié)構(gòu)，層狀及塊狀構(gòu)造，二2煤層大部分為塊狀，中下部少數(shù)為粒狀或粉狀。

2 神火礦區(qū)回采巷道圍巖穩(wěn)定性分類

圍巖松動圈是圍巖應(yīng)力對圍巖作用的一種結(jié)果，是反映圍巖應(yīng)力巖體強度的一個綜合性指標，實踐證明，松動圈的大小與巷道的穩(wěn)定性及支護的難易程度密切相關(guān)?，F(xiàn)場實測出巷道圍巖松動圈的大小，對完善巷道支護理論、選擇合理的支護方式和支護參數(shù)減少礦井維護費用、修訂井巷設(shè)計、指導(dǎo)現(xiàn)場施工都具有重要的現(xiàn)實意義。

本文采用YZT-Ⅱ型巖層鉆孔探測儀(圖1)進行觀測，選取了新莊煤礦的22091工作面風(fēng)巷進行實測，具體測量示意圖如圖2所示。

22091工作面風(fēng)巷位于新莊煤礦的二2煤層，二2煤層的煤體和頂?shù)装鍘r體比較堅硬，22091工作面巷道埋深630 m，其原巖應(yīng)力為15.75 MPa；巷道為3 400 m×3 200 m的矩形巷道，頂板的支護阻力為0.15 MPa，兩幫的支護阻力為0.07 MPa，計算時按半徑為2 m的圓形巷道計，頂板巖石的黏結(jié)力c=3.0 MPa，摩擦角φ=27°，兩幫煤巖的黏結(jié)力c=2.10 MPa，摩擦角φ=26°，工作面超前支護距離為25 m，支護阻力為0.3 MPa。根據(jù)過去的實測結(jié)果，采深為500 m和600 m時，在距工作面30 m采動影響區(qū)內(nèi)，其應(yīng)力增高系數(shù)K=3；在30～60 m采動影響區(qū)內(nèi)，其應(yīng)力增高系數(shù)K=1.8。

圖1 YZT-Ⅱ型巖層鉆孔探測儀Fig.1 YZT-Ⅱ borehole detector

圖2 測量示意圖Fig.2 Survey schematic

根據(jù)圓孔圍巖彈塑性理論，由于假設(shè)巷道所處得原巖應(yīng)力場為靜水應(yīng)力場，其側(cè)壓系數(shù)λ=1。 因此在彈塑性邊界R處應(yīng)符合彈性體內(nèi)圓孔周邊的應(yīng)力分布規(guī)律σrp+σtp=2p可得塑性區(qū)半徑R，見式(1)。

(1)

假設(shè)破碎帶中巖體內(nèi)的應(yīng)力小于原巖應(yīng)力，即σtp

(2)

根據(jù)圓孔圍巖彈塑性理論計算和實測巷道圍巖破碎區(qū)半徑結(jié)果見表1，二2煤層22091工作面風(fēng)巷的松動圈見圖3。

表1 22091工作面風(fēng)巷松動圈的理論計算值與實測值Table 1 Calculating value and surveying value ofloose circle in 22091 work face air roadway

圖3 22091工作面風(fēng)巷松動圈Fig.3 Loose circle in 22091 work face air roadway

由圖3可知，結(jié)合巷道圍巖穩(wěn)定性(松動圈)分類，可以得到這條巷道沒有受到采動影響的時候為Ⅱ類巷道，在受到采動影響時為Ⅲ類巷道。這條巷道為二煤層實體煤巷道的一般巷道，可以代表二煤層實體煤層巷道的穩(wěn)定性類別，因此二2煤層實體煤巷道按照松動圈分類為Ⅱ類巷道～Ⅲ類巷道。

3 錨桿支護設(shè)計的數(shù)值模擬

3.1 方案的提出

通過理論分析計算和現(xiàn)場實測按圍巖松動圈分類對神火礦區(qū)二2煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性進行分類，得到了二2煤層中回采巷道按照松動圈分類為Ⅱ類巷道～Ⅲ類巷道的結(jié)論。表2列出了我國以工程類比法為主要依據(jù)提出的煤巷錨桿支護形式及主要參數(shù)選擇范圍。

由表2可知，根據(jù)巷道圍巖穩(wěn)定性類別，選擇支護形式及其主要參數(shù)進行設(shè)計初步支護方案。滿足工程需要的支護強度下，進一步選擇合理的支護方式和支護參數(shù)的優(yōu)化，主要從3個方面考慮：①在錨桿規(guī)格Φ16 mm×1 800 mm，間排距為800 mm×800 mm條件下，選取端錨、全錨、全錨+鋼帶+錨網(wǎng)三種支護方式進行模擬分析；②在選取合理支護方式的基礎(chǔ)上，改變錨桿布置的間排距，即間排距分別為600 mm×600 mm、800 mm×800 mm、1 000 mm×1 000 mm進行模擬分析；③在選取合理支護方式和支護參數(shù)的基礎(chǔ)上，進行工作面回采模擬，觀測巷道在開采影響下巷道變形量，驗證該方案巷道支護效果。

3.2 模型的建立及參數(shù)的選取

根據(jù)神火礦區(qū)二2煤層實際工作面地質(zhì)資料，最大程度還原現(xiàn)場實際的地質(zhì)狀況，巷道的尺寸為3 400 mm×3 200 mm，巷道斷面為矩形，巷道沿煤層頂板掘進，模型的規(guī)格設(shè)置為340 mm×100 mm×180 m(長×寬×高)。具體數(shù)值模型如圖4所示。模型邊界條件采用位移邊界混合應(yīng)力邊界條件，設(shè)置模型下部邊界z=0為固定邊界、模型左右邊界x=0、x=340及前后邊界y=0、y=100為滾動支座約束模型位移；在模型頂部施加均勻的垂直向下的應(yīng)力以模擬覆巖荷載；模型左右兩側(cè)預(yù)留設(shè)置50 m的邊界保護煤柱；為了實時監(jiān)測巷道掘進過程中巷道表面位移變化量，通過hist命令布置監(jiān)測點。

根據(jù)神火礦區(qū)二2煤層的地質(zhì)特征以及通過現(xiàn)場鉆取巖樣進行實驗室?guī)r石力學(xué)試驗，確定了巷道周圍巖層的巖石物理力學(xué)參數(shù)，具體見表3。

3.3 數(shù)值計算結(jié)果分析

1) 不同支護方式下巷道支護效果分析。 此次試驗分別模擬了端錨、全錨、全錨+鋼帶+錨網(wǎng)3種支護方式下巷道圍巖應(yīng)力分布及巷道表面位移量，具體見圖5和圖6。由圖5和圖6可知，在不同的支護方式下，巷道周圍的應(yīng)力分布形狀和大小無明顯變化；巷道錨桿支護采用端錨時，巷道表面位移量較大，頂?shù)装逡平窟_到了192 mm，巷道兩幫移近量達到了329 mm；采用全錨方式的巷道表面位移量明顯比端錨要小，頂?shù)装逡平窟_到了165 mm，巷道兩幫移近量達到了285 mm，而加鋼帶之后，巷道的表面位移量比沒有加鋼帶時并沒有減少很多，但是為了防止巷道周邊被結(jié)構(gòu)面切割成的巖塊形成應(yīng)力集中，因缺少支護而塌落砸傷人員，最終導(dǎo)致巷道失穩(wěn)破壞，因此，巷道的支護方式選取全錨+鋼帶+錨網(wǎng)支護最合適。

表2 巷道錨桿基本支護形式與支護參數(shù)Table 2 Support ways and parameters of roadway bolt

圖4 數(shù)值模擬模型Fig.4 Numerical simulation model

表3 巖石的物理力學(xué)參數(shù)Table 3 Physical and mechanical parameters of rock mass

圖5 不同支護方式下巷道圍巖應(yīng)力分布圖Fig.5 Stress distribution of roadway surrounding rock in different supporting modes

圖6 不同支護方式下巷道位移量曲線圖Fig.6 Curve of roadway displacement underdifferent supporting modes

2) 不同間排距下巷道支護效果分析。不同錨桿間排距下巷道圍巖應(yīng)力分布及巷道表面位移量，具體如圖7和圖8所示。 由圖7和圖8可知， 在巷道錨桿間排距為600 mm×600 mm、800 mm×800 mm情況下，巷道沒有失穩(wěn)破壞，巷道周圍的應(yīng)力、分布形狀是相同的，兩個巷道的表面位移量相差較小，巷道錨桿間排距為800 mm×800 mm時，巷道頂?shù)装逡平窟_到了165 mm，巷道兩幫移近量達到了285 mm；在1 000 mm×1 000 mm支護參數(shù)下，由于錨桿間排距太大，巷道失穩(wěn)發(fā)生破壞，所以巷道周圍的應(yīng)力分布較以上2種有明顯不同，巷道表面位移量也較大，巷道頂?shù)装逡平窟_到了285 mm，巷道下幫發(fā)生破壞，巷道上幫位移量達到了250 mm。因此，為了節(jié)省支護材料，獲得較大的經(jīng)濟效益，在巷道錨桿間排距選取600 mm×600 mm、800 mm×800 mm間排距都滿足工程支護強度的前提下，選取錨桿間排距800 mm×800 mm最合適。

圖7 不同錨桿間排距下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布Fig.7 Vertical stress distribution of roadway surrounding rock with different bolt spacing

3) 回采期間巷道圍巖應(yīng)力及變形。通過分析對比，巷道選取全錨+鋼帶+錨網(wǎng)的支護方式和錨桿間排距800 mm×800 mm的支護方案，模擬工作面回采過程中巷道采取該支護方案在開采擾動影響下巷道圍巖應(yīng)力分布及巷道表面位移量，模擬過程中通過軟件監(jiān)測巷道表面位移量，具體模擬結(jié)果見圖9和圖10。

圖8 不同錨桿間排距下巷道位移量曲線圖Fig.8 Graph of the displacement of the lower lanebetween different anchors

圖9 開采影響后巷道圍巖垂直應(yīng)力分布Fig.9 Vertical stress distribution of surrounding rockof roadway affected by mining

圖10 開采影響后巷道的表面位移量Fig.10 Surface displacement of roadway after mining

由圖10可知，巷道加強支護后，在開采擾動影響下仍可以保持穩(wěn)定狀態(tài)，其頂板下沉量、底鼓量、下幫位移量、上幫位移量分別約為305 mm、35 mm、253 mm、135 mm，因此，選取錨桿+鋼帶+錨網(wǎng)支護和錨桿間排距為800 mm×800 mm的支護方案是合理的，頂板破碎時可以適當減小錨桿間距。

4 實例應(yīng)用

4.1 設(shè)計基礎(chǔ)條件

新莊煤礦-600 m水平主要分布于三2煤層和二2煤層，二2煤層平均厚2.73 m，直接頂厚度一般為5～15 m，平均厚7.14 m，穩(wěn)定性較好?；夭上锏涝诿簩又醒仨敯寰蜻M，由于煤層頂板有具有成層性，頂板的破壞大多是從離層開始。由于葛店煤礦-300 m水平的煤巷和新莊煤礦的煤巷幾乎全部采用錨桿支護，在多年的支護實踐中，取得了非常好的經(jīng)濟效益，并積累了很多經(jīng)驗。因此，新莊煤礦-600 m水平的回采巷道錨桿支護設(shè)計在參照葛店煤礦-300 m水平的煤巷和新莊煤礦的煤巷錨桿支護形式和參數(shù)的基礎(chǔ)上，綜合新莊煤礦-600 m水平二2煤層頂板條件和應(yīng)力，結(jié)合上述的數(shù)值模擬和工程類比法綜合進行設(shè)計。

4.2 支護參數(shù)確定和支護材料選取

考慮到-600 m開采水平的水平和垂直應(yīng)力增加很多，根據(jù)新莊煤礦和葛店煤礦的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的觀測，-600 m水平的回采巷道頂板及兩幫圍巖位移量增大。根據(jù)二2煤層頂板條件，結(jié)合上述二2煤層巷道圍巖穩(wěn)定性分類，應(yīng)屬Ⅲ類中等穩(wěn)定頂板，根據(jù)頂板的完整程度，參照表2選擇回采巷道錨桿基本支護形式與主要支護參數(shù)，確定出如下支護方案：新莊礦煤巷巷道斷面為矩形，斷面尺寸一般為3 400 mm×3 200 mm，采用錨桿+鋼帶+錨網(wǎng)支護方式，錨桿規(guī)格Φ16 mm×1 800 mm樹脂錨桿加W鋼帶支護，間排距700 mm×800 mm；頂板破碎、錨桿不足以有效支護頂板時打二排長6 m錨索，間排距2 500 mm×2 500 mm，三花布置；菱形金屬網(wǎng)2 000 mm×1 000 mm，網(wǎng)孔80 mm×160 mm。

4.3 現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果與分析

1) 巷道圍巖變形。由圖11可知，巷道掘進穩(wěn)定時間在20 d左右；巷道穩(wěn)定后的頂板下沉量為25 mm左右，兩幫移近量在50 mm左右；巷道掘進穩(wěn)定期間頂?shù)装逑鄬σ平俣群蛢蓭拖鄬σ平俣刃∮? mm/d。由圖12可知，回采期間的超前影響范圍為20～30 m；回采期間頂板下沉量為57 mm左右，底鼓量為70 mm左右，左幫移近量在73 mm左右，右?guī)鸵平吭?0 mm左右。

圖11 煤巷掘進期間圍巖表面位移圖Fig.11 Surface displacement of surrounding rock during roadway excavation

圖12 工作面回采期間巷道表面位移Fig.12 Surface displacement of roadway during mining

2) 巷道頂板的離層特征。采用頂板離層儀進行觀測表明，巷道頂板離層量很小，監(jiān)測范圍內(nèi)頂板很少出現(xiàn)離層現(xiàn)象，一般情況下，巷道頂板的離層量在3～5 mm，這說明巷道頂板的整體性較好，結(jié)果表明該礦區(qū)同一水平同一煤層中巷道選取錨桿+鋼帶+錨網(wǎng)、錨桿間排距為700 mm×800 mm的支護方案支護效果比較好。

5 結(jié) 論

1) 通過模擬巷道3種不同支護方式和不同錨桿間排距下巷道圍巖應(yīng)力分布及巷道表面位移量，在滿足工程需要、安全和經(jīng)濟的前提下，巷道選取錨桿+鋼帶+錨網(wǎng)的支護方式，其錨桿間排距800 mm×800 mm最合理；通過模擬工作面回采過程中巷道采取該支護方案在開采擾動影響下巷道圍巖應(yīng)力分布及巷道表面位移量，驗證了該支護方案下巷道圍巖比較穩(wěn)定。

2) 通過在新莊煤礦-600 m水平的回采巷道中現(xiàn)場應(yīng)用，采用頂板離層儀進行觀測表明，巷道頂板離層量很小，監(jiān)測范圍內(nèi)頂板整體性較好很少出現(xiàn)離層現(xiàn)象，表明了巷道選取錨桿+鋼帶+錨網(wǎng)、錨桿間排距為700 mm×800 mm的支護方案支護效果比較好。