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(hù)工藝大體上經(jīng)歷了由木支架、金屬支架、錨桿支護(hù)、錨噴支護(hù)、錨梁網(wǎng)組合支護(hù)、錨桿(錨索)與梁網(wǎng)組合支護(hù)、以及錨噴(錨索)+金屬支架+注漿組合支護(hù)形式等眾多技術(shù)措施，逐步形成“綜合治理、聯(lián)合支護(hù)、長(zhǎng)期監(jiān)控、因地制宜”的指導(dǎo)原則［1-3］。對(duì)于大型現(xiàn)代化礦井而言，大斷面矩形采準(zhǔn)巷道支護(hù)采用錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)才能實(shí)現(xiàn)高效快速掘進(jìn)，進(jìn)行矩形大斷面煤巷錨桿支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)理論和技術(shù)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(hào)煤層合并區(qū)頂板巖性，提出10種頂板支護(hù)方案并分別建立FLAC3D有限差分彈塑性數(shù)值模型進(jìn)行模擬，比較分析不同支護(hù)方案的應(yīng)力集中和變形破壞特征，并根據(jù)經(jīng)濟(jì)效益優(yōu)先的原則確定大斷面矩形煤巷錨桿、錨索支護(hù)參數(shù)，為降低支護(hù)成本并為類似巷道支護(hù)提供技術(shù)參考。

1 煤巷聯(lián)合支護(hù)有限差分?jǐn)?shù)值模型

1.1 煤巷圍巖參數(shù)

+830 m水平含煤層為8號(hào)、9號(hào)、10號(hào)、11號(hào)和12號(hào)煤，其中8號(hào)、9號(hào)、10號(hào)局部可采或者全區(qū)可采。8號(hào)煤層位于太原組中部，上距5號(hào)煤37.10～57.32 m，煤層厚度 0.25 ～2.25 m，平均 0.87 m;結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)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(nèi)面積可采系數(shù)為55%。井田西北部8號(hào)煤與9號(hào)煤合并，頂板(老頂)為L(zhǎng)1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(zhì)泥巖、細(xì)粉砂巖，合并區(qū)煤層厚度2.3 m。煤巷圍巖物理力學(xué)特征參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 煤巷圍巖物理力學(xué)特征參數(shù)

1.2 支護(hù)方案的選擇

全部采用綜合機(jī)械化方式掘進(jìn)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(hù)方案:巷道頂板支護(hù)錨桿為Φ20 mm×2.0 m的左螺旋高強(qiáng)度錨桿，間、排距為0.86 m ×0.8 m，錨索(Φ15.24 mm)長(zhǎng)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(yīng)力場(chǎng)和變形破壞特征，選擇10種錨桿和錨索聯(lián)合支護(hù)方案，如表2所示，錨桿長(zhǎng)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(zhǎng)度 × 間距 × 排距，單位為m。通過(guò)10種頂板支護(hù)方案的支護(hù)效果模擬，分析不同方案的應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量，然后依據(jù)經(jīng)濟(jì)可行的原則確定最優(yōu)支護(hù)方案。

1.3 彈塑性有限差分模型［4-6］

計(jì)算模型沿x方向長(zhǎng)度為180 m(主要表示在充分采動(dòng)條件下)，沿y方向?yàn)?00 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(gè)側(cè)面采用法向位移約束，頂面為應(yīng)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(chǎng)地質(zhì)巖層分布情況，模型由7層不同的巖層構(gòu)成，劃分網(wǎng)格時(shí)盡可能在煤層開(kāi)采范圍內(nèi)使網(wǎng)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(diǎn)六面體單元，單元數(shù)為60560個(gè)，節(jié)點(diǎn)數(shù)為66000個(gè)，數(shù)值計(jì)算模型如圖1所示。

圖1 FLCA3D數(shù)值計(jì)算模型

表2 8－9號(hào)煤層合并區(qū)域頂板支護(hù)方案

2 模擬結(jié)果分析及方案優(yōu)化

2.1 模擬結(jié)果

通過(guò)數(shù)值模擬結(jié)果，結(jié)合煤、頂和底板抗拉和抗剪強(qiáng)度，巷道煤壁前方應(yīng)力分為卸壓區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原始應(yīng)力區(qū)。卸壓區(qū)和應(yīng)力集中區(qū)煤層和頂板進(jìn)入塑性斷裂區(qū)。巷道圍巖應(yīng)力集中區(qū)在巷道頂板及兩幫的幫角處，不同支護(hù)方案的巷道應(yīng)力分布見(jiàn)圖2、頂板下沉量見(jiàn)圖3。

2.2 支護(hù)方案優(yōu)選

支護(hù)方案依據(jù)錨桿布設(shè)密度可以分為4類，第1類為礦山早期采用的支護(hù)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(hù)方案模擬結(jié)果(見(jiàn)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(duì)應(yīng)力集中系數(shù)和頂板下沉量影響不是很明顯，錨索長(zhǎng)度對(duì)應(yīng)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(hù)方案時(shí)可以適當(dāng)降低錨桿間、排距，縮短錨索長(zhǎng)度、間、排距。

表3 8－9號(hào)煤合并區(qū)支護(hù)模擬結(jié)果

從經(jīng)濟(jì)的角度分析，錨桿間、排距采用2.0 m×2.0 m最優(yōu)，錨索長(zhǎng)度×間距×排距為6 m×2.2 m×4.8 m最為經(jīng)濟(jì)。根據(jù)10不同支護(hù)方案模擬結(jié)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(zhǎng)度、間、排距采用6 m ×2.2 m×4.8 m，分段試驗(yàn)，監(jiān)測(cè)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(jīng)井下考察，采用支護(hù)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(hù)參數(shù)確定錨桿間、排距為1.5 m ×1.5 m，錨索長(zhǎng)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(hù)參數(shù)，錨桿每排3根共6 m，按照煤巷平均長(zhǎng)度1500 m計(jì)算，煤巷所需錨桿3000根、長(zhǎng)度6000 m;錨索每排6 m、313根，總長(zhǎng)度1875 m。若采用早期支護(hù)參數(shù)，錨桿間、排距0.86 m×0.8 m，煤巷所需錨桿9375根、長(zhǎng)度18750 m;錨索參數(shù)8 m ×1.4 m ×3.2 m，需錨索938根、長(zhǎng)度3750 m。從支護(hù)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(hù)累計(jì)節(jié)省133.1萬(wàn)元，由于減少作業(yè)工程量可以大幅提高掘進(jìn)速度，平均日進(jìn)尺達(dá)8～10 m;全礦全年8－9煤層合并區(qū)域煤巷掘進(jìn)任務(wù)12000 m，累計(jì)節(jié)省支護(hù)材料1065萬(wàn)元。

由于支護(hù)是一個(gè)系統(tǒng)工程，其最佳形式應(yīng)當(dāng)遵循“新奧法”的設(shè)計(jì)原則。在實(shí)施支護(hù)時(shí)應(yīng)針對(duì)頂板巖性變化、加強(qiáng)礦壓方面的觀測(cè)，對(duì)支護(hù)方案適時(shí)調(diào)整，使該區(qū)域頂板管理滿足要求，實(shí)現(xiàn)安全和效益兼顧。

圖2 不同支護(hù)方案巷道斷面垂向應(yīng)力

圖3 不同支護(hù)方案垂向位移

3 結(jié)論

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

(2)通過(guò)對(duì)不同支護(hù)方案模擬結(jié)果的分析，錨桿間、排距變化對(duì)頂板下沉量影響明顯，錨索長(zhǎng)度、間、排距對(duì)煤壁前方和圍巖應(yīng)力集中和頂板下沉量改善不大，從而確定錨索長(zhǎng)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(yàn)頂板壓力和下沉量監(jiān)測(cè)結(jié)果，確定錨桿間、排距為1.5 m×1.5 m。

(3)由于該礦8－9號(hào)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(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果，采用優(yōu)化后頂板支護(hù)參數(shù)，按照年掘進(jìn)1500 m計(jì)算，節(jié)省錨桿938根、錨索625根，材料費(fèi)節(jié)省133.1萬(wàn)元，日掘進(jìn)進(jìn)尺達(dá)8～10 m;礦井全年節(jié)省頂板支護(hù)材料成本1065萬(wàn)元，經(jīng)濟(jì)效益顯著。

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