高健銘，梁 林，趙 群

(陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司一號煤礦，陜西黃陵 727307)

0 引言

陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司一號煤礦核定生產(chǎn)能力為600萬 t/a，井田面積197．5 km2，地質(zhì)儲量4．4 億 t，可采儲量 3．4 億 t。2#煤層為礦井唯一主采煤層，傾角一般在 1°～5°，厚度 0．9 ～4．62 m，平均厚度2．77 m。煤層結構屬簡單—較復雜類型，含夾矸0～3層。礦井采用平硐、斜井聯(lián)合開拓，盤區(qū)式開采布置方式，現(xiàn)主要生產(chǎn)盤區(qū)為六盤區(qū)和八盤區(qū)。礦井為單水平開拓(+880水平)，主要大巷沿煤層布置，采煤工藝為綜合機械化長壁后退式采煤法，全部垮落法管理頂板，相鄰工作面之間采用留設30 m保護煤柱。

隨著一號煤礦開采范圍的不斷延伸，開采深度不斷加大，巷道圍巖地質(zhì)條件越來越復雜，回采巷道在服務過程中頂板下沉、幫部垮裂、底臌等現(xiàn)象日益嚴重。回采巷道支護參數(shù)的不合理性已明顯顯現(xiàn)，給礦井的高產(chǎn)高效、智能化開采和安全管理帶來了不利因素。相鄰工作面采動壓力和本工作面超前支承壓力對巷道雙重動壓影響明顯。掘進到回采時間跨度較長的地段，持續(xù)性的頂壓荷載造成錨索脫鎖、錨桿托盤壓毀及錨桿鉆頂?shù)痊F(xiàn)象。目前，動壓破壞影響嚴重段巷道，以補打密集型頂錨索和幫錨桿加強支護的方法基本能維護好頂、幫圍巖，但整體上支護材料消耗過大，支護密度高，支護規(guī)范沒有側重點更沒有科學驗證，難以保證礦井安全、經(jīng)濟生產(chǎn)。

1 理論依據(jù)

自穩(wěn)隱形拱理論是由西安科技大學黃慶享教授提出的，該理論指出巷道支護應當將“底板—兩幫—頂板”作為一個整體系統(tǒng)進行考慮，提出了“治頂先治幫、治幫先治底”支護原則，在西北和西南礦區(qū)得到了廣泛應用，為軟巖巷道支護提供了新的依據(jù)。該理論指出幫錨桿能夠改善巷道圍巖的穩(wěn)定性，如果在幫部采取預應力錨桿支護，由于巷道開挖產(chǎn)生的極限自穩(wěn)隱形拱就會消失，圍巖穩(wěn)定性增強;同時該理論得出頂板錨桿的加固作用能夠改變自穩(wěn)隱形拱的大小，如果頂部采取預應力錨桿支護自穩(wěn)隱形拱不斷變小，使巷道頂板的穩(wěn)定性增加。

自穩(wěn)隱形拱理論要點，①幫錨桿的作用可以消除極限自穩(wěn)隱形拱，縮小圍巖的不穩(wěn)定范圍，如圖1所示;②頂錨桿的作用可以縮小自穩(wěn)隱形拱，增加頂板的穩(wěn)定性，如圖2所示;③錨桿支護設計中至少要有兩根錨桿深入到自穩(wěn)隱形拱內(nèi)500 mm以上并施加預應力;錨桿在安裝后2 h內(nèi)要施加預應力達到150 N·m;④錨索與錨桿共同形成錨網(wǎng)體系時，錨索的長度應該至少進入極限自穩(wěn)隱形拱內(nèi)1 500 mm，錨索必須增加讓壓結構;⑤改變巷道斷面形狀或在頂板適當位置加裝預應力錨桿可以降低自穩(wěn)隱形拱的高度，取得較好的支護效果。

圖1 幫錨桿使極限自穩(wěn)隱形拱縮小

圖2 頂錨桿改變自穩(wěn)隱形拱

2 支護參數(shù)選定

2．1 支護參數(shù)理論計算

圍巖不穩(wěn)定區(qū)域確定:根據(jù)自穩(wěn)隱形拱計算公式

式中:W0—巷道頂部寬度，m;p0—巷道頂部垂直地壓，MPa;σ2—頂板圍巖體抗拉強度，MPa。代入相關數(shù)值得:巷道寬度4．6 m，頂板泥巖的抗拉強度0．5 MPa，巷道頂部垂直壓力 8．3 MPa，得到 h=1．8 m。

根據(jù)極限自穩(wěn)隱形拱最大值計算公式

代入相關數(shù)值得:巷道寬度4．6 m，巷道高度2.8 m，頂板泥巖的抗拉強度0．5 MPa，巷道頂部垂直壓力8．3 MPa，得到 hlim=3．91 m。

錨桿支護長度確定:根據(jù)理論推導六盤區(qū)自穩(wěn)隱形拱高度為1．8 m，按照自穩(wěn)隱形拱理論，錨桿長度應滿足:

式中:L—錨桿總長度，m;L1—錨桿外露長度，m;L2—有效長度(自穩(wěn)隱形拱的高度)，m;L3—錨入長度，錨入自穩(wěn)隱形拱以外0．5 m;L=0．1+1．8+0．5=2．4 m，故錨桿長度取2．5 m。

頂錨索支護長度確定:根據(jù)理論推導六盤區(qū)極限自穩(wěn)隱形拱高度為3．91 m，按照極限自穩(wěn)隱形拱理論計算確定，應滿足:

式中:L—錨索總長度，m;L1—錨索外露長度，m;L2—有效長度(極限自穩(wěn)隱形拱高度)，m;L3—錨入巖(煤)層內(nèi)深度，m。L=0．3+3．91+1．66=5.87 m，錨索按照安全系數(shù)增大原則設計為5．87×1.75=10．3 m。

錨桿間排距確定:

式中:a—錨桿間、排距，m;G—錨桿設計錨固力，錨桿錨固力一般不小于70 kN，取70 kN/根;k—安全系數(shù)，一般取2;L2—有效長度，m，頂錨桿為1.26 m，幫錨桿為0．55 m;r—巖體容重，取26 kN/m3。頂錨桿 α＜1 m，幫錨桿 α＜1．5 m，因此，取頂錨桿間排距0．8 m ×0．8 m，幫錨桿0．7 m ×1 m。

錨索排距確定:

L≤nF2/［BHγ － (2F1sinθ)/L1］式中:L—錨索排距，m;n—錨索排數(shù)，取1;B—巷道最大冒落寬度，設計巷寬+2×幫部破碎深度=5．2+2 ×0．55=6．3 m;H—巷道最大冒落高度，m，取錨桿的最大支護長度2．5 m;γ—巖體容重，kN/m3，取 26 kN/m3;L1—錨桿排距，m，取 0．8 m;F1—錨桿錨固力，kN，取70 kN;F2—錨索極限承載力，kN，Ф17．8 mm 錨索承載力為360 kN;θ—錨桿與巷道頂板的夾角，90°。經(jīng)計算得出:L≤1 m。

每排錨索根數(shù)理論計算:

式中:n—每排錨索根數(shù);T—錨索承載范圍內(nèi)巖石總重量，t。

式中:K—安全系數(shù)，一般取2;S—錨索梁承載總面積，m2。

式中:B—巷道凈寬度，m，取5．2 m;b—錨索梁承載寬度，m，取4．8 m;H—巷道最大冒落高度，m，取錨桿的最大支護長度2．5 m;γ—巖體容重，kN/m3，取2．6 t/m3;W—錨索破斷載荷，kN，取 360 kN;經(jīng)計算得出:n≥3。

2．2 巷道支護設計

本次625進風順槽試驗段采用錨桿+錨索梁+幫部鋼帶+塑鋼網(wǎng)聯(lián)合支護，錨桿Ф20 mm×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼，托盤200 mm×200 mm×12 mm，頂錨桿間排距800 mm×800 mm，幫錨桿700 mm×1 000 mm，幫部增加T140型鋼帶;錨索梁長4 200 mm，排距800 mm，一梁四索，其中0～1 000 m(構造發(fā)育區(qū)域)鋼絞線為Ф21．8 mm×12 300 mm，1 500～3 000 m 鋼絞線為 Ф17．8 mm ×10 300 mm，全斷面掛塑鋼網(wǎng)，如圖3所示。

圖3 625進順支護圖

3 試驗段巷道受一次采動影響現(xiàn)場觀測

3．1 試驗巷道觀測點布置

構造發(fā)育試驗段:在625進風順槽0～1 000 m構造發(fā)育試驗段巷道布設兩個測點，選擇100 m布設測點，每組測點間隔20 m。

頂板完好試驗段:在625進風順槽1 500～3 000 m頂板完好試驗段巷道選擇100 m布設測點，每組測點間隔20 m。

觀測項目及方法:為充分了解試驗段巷道受一次采動影響活動規(guī)律，對試驗段巷道采用多種方式進行現(xiàn)場觀測。①頂?shù)装搴蛢蓭鸵平繙y點采用“十字布樁”法測量;②頂板離層、幫部位移觀測;③錨桿(索)荷載監(jiān)測。

3．2 巷道觀測結果分析

頂板離層量觀測結果分析:623工作面正常推采過程中對625進風順槽頂板的擾動大致為7天時間。即625進風順槽在距623工作面63 m以外，頂板累計位移量變化不大，可認為頂板基本上處于穩(wěn)定狀態(tài)，沒有發(fā)生離層現(xiàn)象。在距回采工作面63 m以內(nèi)，隨著工作面的推進，頂板位移量不斷增加，淺部基點處累計位移量最大為27 mm，深部基點累計位移量最大為30 mm，頂板無明顯離層顯現(xiàn)，見表1。

表1 625進風順槽頂板離層監(jiān)測數(shù)據(jù)表

主幫、副幫深部位移量:625進風順槽主幫深部位移曲線表明隨著主幫圍巖深度的增加，其變形量逐漸減小，前10天變化較大，隨后變化率逐漸減小，直到巷道穩(wěn)定為止。副幫從第2天開始，變形逐漸加快，到第9天開始趨于穩(wěn)定。副幫相對于主幫，變形量明顯更大，主幫6 m范圍內(nèi)變形23 mm基本達到穩(wěn)定，而副幫6 m范圍內(nèi)的變形達到了35 mm，位移曲線如圖4所示。

錨桿(索)工作荷載:625進風順槽受一次采動影響下錨索最大工作荷載達到148 kN，直徑17．8 mm錨索的破斷力為360 kN，說明錨索設計強度符合標準要求;受一次采動影響下頂錨桿最大工作荷載61 kN，主、副幫錨桿最大工作荷載分別為31 kN、40 kN。根據(jù)標準可知，幫錨桿達到了破斷力的40%，頂錨桿到達了破斷力的65%，設計值一般取破斷力70%，荷載曲線如圖5所示。

圖4 625進風順槽幫部位移曲線

圖5 625進風順槽錨桿(索)工作荷載曲線

巷道收斂規(guī)律:通過觀測分析可知，625進風順槽A、B測點巷道收斂變形主要集中在距離623工作面煤壁前方0～50 m，巷道收斂主要表現(xiàn)為巷道底臌和兩幫收斂，頂板最大下沉量90 mm，最大底臌量245 mm，兩幫最大移近量為110 mm，說明625進風順槽設計的支護參數(shù)能夠滿足相鄰工作面采動壓力下的支護強度要求，如圖6所示。

圖6 625進風順槽巷道收斂曲線圖

礦壓觀測結果:①從625進風順槽受臨近工作面回采一次采動影響期間的礦壓觀測結果分析，兩條巷道支護參數(shù)較為合理;②623工作面回采對625進風順槽的擾動(一次采動影響)距離為80～100 m，隨后影響逐漸減小。

4 基于Midas/GTS下的巷道收斂規(guī)律研究

4．1 力學參數(shù)與模型

為了了解回采巷道受二次動壓影響，擬以625進風順槽為研究對象，采用計算機Midas/GTS模擬軟件，分析625工作面回采過程中625進風順槽道收斂規(guī)律和圍巖壓力分布狀況，從而對現(xiàn)有支護效果進行預測和評估。巖層力學參數(shù)見表2，模型如圖7所示。

表2 巖層物理力學性質(zhì)參數(shù)

圖7 數(shù)值模擬計算模型

4．2 計算機模擬結果

二次動壓下625進風順槽收斂規(guī)律:由于兩次回采間隔時間較長，現(xiàn)場試驗監(jiān)測周期過長，因此本研究提出采用計算機數(shù)值模擬625工作面回采工程，根據(jù)模擬結果，及時掌握回采巷道圍巖的收斂規(guī)律，對巷道支護參數(shù)進行預先評價。圖8為巷道在經(jīng)受二次動壓后的表面變形情況，可以看出，靠近主幫位置頂板變形了211 mm，靠近副幫位置頂板變形了253 mm;兩幫表面變形滿足中間大兩邊小的規(guī)律，副幫變形大于主幫，最大值分別為152 mm和67 mm。分析可知，①二次動壓下巷道應力重新分布區(qū)域進一步向圍巖深部發(fā)展，625進風順槽頂板和底板表面圍巖拉應力增加，受拉區(qū)域也有所擴展;②625進順受二次采動壓力影響下整條巷道圍巖完整性依然較好，說明625設計錨網(wǎng)索梁支護能夠滿足采面回采二次動壓下的支護強度要求。

圖8 625進順圍巖最大主應力云圖

圍巖塑性區(qū)與松動圈:在分析順槽圍巖松動圈時，將礦山壓力荷載(地應力和動壓)分5次疊加，荷載的折減系數(shù)為 0．3、0．2、0．1、0．3、0．1。每進行一次荷載疊加，計算一次圍巖塑性區(qū)，根據(jù)巖石破壞準則計算出圍巖的破壞線 Li(i=1，2，3，4，5)，以該破壞線圍成的面作為順槽的新斷面，并將支護阻力作用在順槽表面(作用力方向垂直巷道表面)，再進行模擬計算，共模擬5次，最后得到625進風順槽的松動圈L=l5(如圖9所示)。通過該種迭代方法，很好地解決了有限元近似模擬大變形的離散元問題。從圖9中可以看出，①在既有支護系統(tǒng)下，625進風順槽兩幫圍巖的松動圈位于錨桿支護深度以內(nèi)，最大為1．7 m;頂板圍巖的松動圈介于錨索和錨桿之間，基本位于錨桿錨固深度附近，最大為2．3 m;由于巷道底板并未加固，相對于頂板和兩幫，其松動圈最大，達到了3．3 m;②通過對圍巖松動圈大小和支護深度比較得出，巷道支護深度較為合理，能夠適應頂板圍巖變形。

圖9 625進風順槽圍巖松動圈模擬云圖

5 結語

一號煤礦首次應用自穩(wěn)隱形拱理論計算回采巷道圍巖控制支護參數(shù)并進行試驗，通過多元化礦壓觀測方法(井下觀測、力學分析、工程歸納、Midas/GTS數(shù)值模擬等)，分析動壓巷道受兩次采動影響后的圍巖活動規(guī)律，同時采用計算機數(shù)值模擬軟件分布多次迭代計算，測定巷道圍巖松動圈，充分證明了支護參數(shù)設計的科學性、合理性，形成了一號煤礦巷道圍巖控制支護技術，為今后黃陵礦區(qū)相似地質(zhì)條件下的巷道支護參數(shù)的設計提供了借鑒依據(jù)。