蔣元男 李 濤

(1.黑龍江科技大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院;2.黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室)

大斷面巷道錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)的數(shù)值模擬

蔣元男1,2李 濤1

(1.黑龍江科技大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院;2.黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室)

為解決大斷面回風(fēng)巷圍巖變形量大的問題，采用現(xiàn)場測試、數(shù)值模擬的方法開展了支護(hù)方案設(shè)計(jì)，并采用FLAC2D數(shù)值模擬對各支護(hù)方案的巷道進(jìn)行受力分析。結(jié)果表明：隨著支護(hù)強(qiáng)度增加，頂板和煤柱側(cè)幫應(yīng)力區(qū)向圍巖深部轉(zhuǎn)移，采空區(qū)的支承壓力對頂板和側(cè)幫影響降低，圍巖變形量減小，對比分析各支護(hù)方案后，確定了合理的支護(hù)方案。井下實(shí)踐表明，回風(fēng)平巷圍巖大變形得到有效控制。

大斷面巷道 錨桿錨索聯(lián)合支護(hù) 數(shù)值模擬

大采高一次采全高綜采技術(shù)已在厚煤層開采中得到了推廣應(yīng)用，具有回采設(shè)備大型化、開采強(qiáng)度高及產(chǎn)量大等特點(diǎn)[1-3]。大斷面煤巷圍巖穩(wěn)定控制主要采用錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)[4-6]。通過錨固錨桿增加圍巖強(qiáng)度，改善圍巖應(yīng)力狀態(tài)，在錨固區(qū)形成承載結(jié)構(gòu)層；錨索通過懸吊作用將錨固區(qū)的承載結(jié)構(gòu)層與關(guān)鍵承載層相連，形成更大范圍的承載體，提高圍巖的穩(wěn)定性。本文采用FLAC2D對山西某煤礦大斷面巷道錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)方案進(jìn)行模擬分析，以確定合理的支護(hù)方案。

1 工程概況

山西某煤礦4305工作面主采煤層為3#上，煤層傾角2°～5°,平均厚度5.14 m，屬于厚煤層，且較穩(wěn)定。工作面長度300 m，推進(jìn)長度1 417 m，煤層距地表201～257 m，平均229 m。頂板以粗粒砂巖為主，伴有細(xì)砂巖，部分泥巖，底板由泥巖、細(xì)砂巖等構(gòu)成。4305工作面回風(fēng)平巷為矩形斷面，寬 5.4 m、高 3.4 m，采用留設(shè)煤柱維護(hù)其穩(wěn)定。為減少煤炭浪費(fèi)，減小煤柱寬度為25 m，導(dǎo)致巷道受采空區(qū)支承壓力影響，產(chǎn)生了較大變形，影響了工作面安全生產(chǎn)。

2 數(shù)值計(jì)算模型

根據(jù)該礦4305工作面的地質(zhì)生產(chǎn)條件，采用FLAC2D模擬計(jì)算其應(yīng)力與位移變化特征。模型尺寸307 m×50 m，共劃分14 764單元。模型兩側(cè)邊界限制水平移動(dòng)，下邊界固定，上邊界自由。采用摩爾-庫倫準(zhǔn)則，對以工作面開采及掘進(jìn)回風(fēng)巷道支護(hù)進(jìn)行計(jì)算。巖層基本力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 地質(zhì)力學(xué)測定參數(shù)

根據(jù)實(shí)測結(jié)果，該礦為水平應(yīng)力場，最大水平主應(yīng)力為8.5 MPa，最小為6.1 MPa；巷道采動(dòng)前靜態(tài)松動(dòng)圈為1.2～1.5 m，受采動(dòng)影響時(shí)最大松動(dòng)圈為1.3～1.6 m。

巷道頂板與工作面?zhèn)葞头謩e進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì)，頂板支護(hù)方案為6根錨桿+1～2根錨索；側(cè)幫支護(hù)方案為4～6根錨桿+2根錨索。為避免頂板支護(hù)與煤柱側(cè)幫相互影響，在分析頂板(煤柱側(cè)幫)支護(hù)方案時(shí)，煤柱側(cè)幫(頂板)采用穩(wěn)定支護(hù)形式。

3 數(shù)值計(jì)算結(jié)果分析

3.1 巷道無支護(hù)

支護(hù)前巷道圍巖應(yīng)力分布如圖1(a)所示。在頂板小范圍內(nèi)形成了拉應(yīng)力區(qū)，其值達(dá)到1 MPa，其余部分為壓應(yīng)力區(qū)，一定范圍內(nèi)垂直應(yīng)力小于1 MPa，壓應(yīng)力向圍巖深部延伸，最大值為4 MPa。拉應(yīng)力區(qū)是頂板變形、破壞的主要因素，頂板下沉量最大值為318 mm、底板底鼓最大位移量85 mm。煤柱兩側(cè)形成了應(yīng)力核心區(qū)域，煤柱側(cè)幫應(yīng)力核心區(qū)達(dá)到16 MPa，工作面?zhèn)葞瓦_(dá)到11 MPa，煤柱兩側(cè)受采空區(qū)支承壓力影響，應(yīng)力升高且范圍較大，導(dǎo)致兩幫向巷道內(nèi)產(chǎn)生大變形，煤柱側(cè)最大變形量為263 mm，工作面?zhèn)茸畲笞冃瘟繛?57 mm。頂板與煤柱側(cè)幫變形量大，說明頂板所受拉應(yīng)力大于頂板的抗拉強(qiáng)度，導(dǎo)致了頂板離層、大變形及局部破壞；煤柱側(cè)幫受采空區(qū)支承壓力作用，煤體的破壞范圍大，由此導(dǎo)致變形量明顯大于工作面?zhèn)?。因此，煤柱?cè)幫與頂板為巷道的主要支護(hù)部位。

圖1 頂板支護(hù)垂直應(yīng)力分布

3.2 巷道頂板支護(hù)

巷道頂板支護(hù)后的應(yīng)力分布如圖1(b)～圖1(d)所示。支護(hù)后，頂板整體呈現(xiàn)應(yīng)力升高趨勢。圖1(b)中巷道頂板垂直應(yīng)力降低區(qū)顯著減小，僅有小范圍垂直應(yīng)力小于1 MPa，并呈條帶狀分布，頂板內(nèi)部應(yīng)力逐漸升高并向圍巖深部延伸；增加1根錨索后，壓應(yīng)力區(qū)范圍增大，圍巖深部的錨固區(qū)域應(yīng)力升高；增加2根錨索后，壓應(yīng)力區(qū)進(jìn)一步增大。錨桿錨索的主動(dòng)支護(hù)形式起到了加固、控制了巷道頂板變形作用。支護(hù)前巷道頂板下沉量最大達(dá)到318 m，支護(hù)后，3個(gè)方案中頂板下沉量最大是圖1(b)方案，下沉量為128.0 mm，圖1(c)頂板下沉量為89 mm，圖1(d)頂板下沉量為75 mm。 對比分析可知，圖1(c)頂板下沉量小且成本低，該方案合理。

3.3 煤柱側(cè)幫支護(hù)

煤柱側(cè)幫支護(hù)方案的垂直應(yīng)力分布如圖2所示。

由圖2可知:錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)有效改變了側(cè)幫應(yīng)力狀態(tài)。隨著支護(hù)強(qiáng)度的增加，煤柱側(cè)幫由應(yīng)力降低區(qū)向高應(yīng)力區(qū)發(fā)展，形成了承載整體，應(yīng)力趨于均勻并向深部巖體轉(zhuǎn)移。圍巖自承能力隨支護(hù)強(qiáng)度增加而逐漸增強(qiáng)，圍巖變形量也逐漸減小。圖2(a)煤柱側(cè)幫的最大變形量為136 mm，相比無支護(hù)，變形量降低了55.2%，圖2(b)支護(hù)方案變形量為118 mm，圖2(c)方案支護(hù)變形量為90 mm，圖2(d)支護(hù)方案變形量為83 mm。經(jīng)比較圖2(c)圍巖變形量小，考慮工程需要與支護(hù)成本，該方案比較合理。

圖2 煤柱側(cè)幫支護(hù)垂直應(yīng)力分布

4 支護(hù)設(shè)計(jì)及效果分析

4.1 支護(hù)設(shè)計(jì)

依據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果，回風(fēng)平巷支護(hù)設(shè)計(jì)方案如圖3所示。頂板和煤幫錨桿為φ18 mm×2 200 mm，頂板錨桿間排距為940 mm×1 000 mm，靠近兩幫350 mm處最左(右)側(cè)錨桿與豎直方夾角25°。煤幫錨桿間排距900 mm×1 000 mm，靠近頂(底)板350 mm處最上(下)側(cè)錨桿，向上(下)傾斜25°；頂板和煤柱側(cè)幫采用φ15.2 mm×7 200 mm錨索，排距2 000 mm；采用菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂，網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×40 mm，網(wǎng)片規(guī)格6 000 mm×1 100 mm；采用金屬網(wǎng)護(hù)煤柱側(cè)幫，網(wǎng)孔規(guī)格35 mm×35 mm，網(wǎng)片規(guī)格3 500 mm×1 100 mm；工作面?zhèn)鹊拿后w使用雙抗塑料網(wǎng)護(hù)壁。

圖3 錨桿與錨索支護(hù)布置(單位：mm)

4.2 支護(hù)效果

新支護(hù)方案與原方案的巷道圍巖變形量比較如圖4所示。采用新支護(hù)方案后,回采巷道頂?shù)装遄冃瘟繛?10 mm，兩幫變形量為185 mm，分別為原支護(hù)段的27.2%、44.1%。實(shí)施新支護(hù)方案后，提高了巷道圍巖承載能力，應(yīng)力向深處轉(zhuǎn)移，圍巖變形量顯著減小，圍巖趨于穩(wěn)定狀態(tài)。

5 結(jié) 語

針對大采高大斷面巷道圍巖不穩(wěn)定易失穩(wěn)的特點(diǎn)，采用數(shù)值模擬手段進(jìn)行了支護(hù)方案對比分析，確定了回采巷道合理的支護(hù)方案。工程實(shí)踐表明，采用錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，對大斷面巷道進(jìn)行主動(dòng)支護(hù)，有效地改善了巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)，控制了圍巖變形，巷道圍巖趨于穩(wěn)定，該技術(shù)可在同類地質(zhì)條件的巷道推廣。

圖4 回風(fēng)巷表面位移觀測曲線

[1] 王金華．我國大采高綜采技術(shù)與裝備的現(xiàn)狀及發(fā)展趨勢[J]．煤炭科學(xué)技術(shù)，2006，34(1):4-7．

[2] 李建民，耿清友，周志坡．我國煤礦綜采技術(shù)應(yīng)用現(xiàn)狀與發(fā)展[J]．煤炭科學(xué)技術(shù)，2012，40(10):55-60．

[3] 王國法．煤礦綜采自動(dòng)化成套技術(shù)與裝備創(chuàng)新和發(fā)展[J]．煤炭科學(xué)技術(shù)，2013，41(11):1-5.

[4] 許幫貴.大斷面巷道綜掘一次成巷錨桿支護(hù)試驗(yàn)研究[J]．采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2006，23(3):370-373．

[5] 王金華.我國煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的新發(fā)展[J]．煤炭學(xué)報(bào)，2007，32(2):113-118．

[6] 康紅普，王金華，林 健.煤礦巷道錨桿支護(hù)應(yīng)用實(shí)例分析[J]．巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2010，29(4):649-664．

Numerical Simulation of Combined Supporting with Bolt and Anchor of Large Section Roadway

Jiang Yuannan1,2Li Tao1

(1.School of Mining Engineering， Heilongjiang University of Science & Technology;2.Key Laboratory of Ground Pressure&Gas Control in Deep Mining,Heilongjiang Province)

In order to solve the problem of the deformation of surrounding rock in the large section roadway, the support scheme is designed by using the field test and numerical simulation method,the stress analysis of roadways by adopting supporting schemes is conducted by using FLAC2Dnumerical simulation method. The research results show that with the increasing of supporting strength, the stress zone of roof and coal pillars transfer to deep surrounding rock mass, the influence of abutment pressure of goaf to roof and lateral wall is decreased, the deformation of surrounding rock is decreased too. The characteristics of supporting schemes are analyzed, so, the reasonable supporting scheme is determined. The underground experience show that the large deformation of the surrounding rock mass of tailgate is controlled effectively.

Large section, Combination supporting with bolt and anchor, Numerical simulation

2015-03-20)

蔣元男(1984—)，男，助教，150027 黑龍江省哈爾濱市松北區(qū)糖廠街1號。