栗 東

（山西三元煤業(yè)股份有限公司，山西 長治 046013）

引言

隨著煤礦開采作業(yè)的不斷進行，為提高礦井產(chǎn)能，目前礦井工作面的橫截面愈發(fā)朝大斷面形態(tài)發(fā)展[1]。大斷面不僅能夠提高煤炭資源的產(chǎn)量，而且給一線作業(yè)人員提供了更多的作業(yè)空間，但是對安全生產(chǎn)保障造成了更大的難度，尤其是開挖對于工作面支護技術(shù)提出了更高的要求。礦井工作面支護形式多種多樣，目前對于大斷面常采用的支護形式是錨桿支護，該支護形式是礦井工作面所采用的常見支護形式，其技術(shù)參數(shù)選擇對于支護效果效果有著重要的影響，還將會對工作面支護成本以及礦井工作效率造成影響。根據(jù)大斷面不同的地質(zhì)環(huán)境和煤礦行業(yè)安全規(guī)程，對大斷面錨桿支護的參數(shù)進行合理優(yōu)化，以大斷面運輸順槽的頂板和兩幫作為錨桿支護參數(shù)優(yōu)化的研究對象[2]。采用數(shù)值模擬分析的方法建立起地質(zhì)模型結(jié)構(gòu)，通過數(shù)據(jù)分析對大斷面支護的優(yōu)化前后效果進行對比分析[3]。

1 工作面圍巖變形監(jiān)測分析

截取某礦井某段大斷面的工作面作為研究對象，通過前期的技術(shù)監(jiān)測，獲得實際數(shù)據(jù)可為后期大斷面錨桿支護參數(shù)設(shè)計提供數(shù)據(jù)支撐并指導(dǎo)參數(shù)的優(yōu)化。

主要監(jiān)測的類型為位移、壓力等相關(guān)地質(zhì)物理量，最重要的是得到大斷面錨桿支護受力變化曲線，可以得出原有大斷面支護方案下錨桿是否符合安全要求。通過專業(yè)的監(jiān)測工具和方法得出了大斷面錨桿受力曲線變化圖如圖1 所示。

圖1 錨桿受力數(shù)據(jù)曲線示意圖

由圖1 可知，在現(xiàn)有支護技術(shù)下，大斷面巷道頂板及兩磅幫的錨桿受力曲線是呈上升增加的趨勢，當(dāng)達到距監(jiān)測斷面位置40 m 的位置時，各類錨桿軸數(shù)據(jù)曲線趨于穩(wěn)定。其中頂板的錨桿受力最大為1.3 kN，上下兩幫的最大值分別為1.1 kN 和1.02 kN。雖然錨桿受力數(shù)值到距離監(jiān)測位置一定距離后會趨于穩(wěn)定，但是整體的受力的平均值與最大值之間的偏差達到了35.16%，不利于保障大斷面在整個工作面范圍內(nèi)錨桿支護的可靠性。原有錨桿支護方案會使得局部支護效果較好，而另一部分的斷面位置錨桿支護效果較差，不能均衡整個工作面的支護效果，容易使得局部出現(xiàn)安全隱患。因此需要對大斷面支護方案進行優(yōu)化設(shè)計，從優(yōu)化方案參數(shù)角度出發(fā)，解決整個工作面錨桿支護性能不均衡的問題。

2 原有支護方案數(shù)值模擬計算分析

2.1 有限元模型的建立

在完成原有支護方案現(xiàn)場錨桿受力分析后，也應(yīng)對大斷面巷道圍巖的等效應(yīng)力進行數(shù)值模擬分析，更能體現(xiàn)出原有支護方案在大斷面錨桿支護方面的短板。

首先應(yīng)建立起數(shù)值模擬分析所使用的有限元模型，由于現(xiàn)場的圍巖的巖石成分包括泥巖、砂巖、粉砂巖等多種巖石成分結(jié)構(gòu)，通過巖石成分占比分析得出仿真模型的體積模量為5.75 GPa、剪切模量為5.08 GPa、抗拉強度為5.6 MPa、密度設(shè)置為2 660 kg/m3[4]。

結(jié)合地層巖石分層分布情況，整體素質(zhì)分析模型的長度為87.5 m，設(shè)置綜采開采高度為8 m，模型考慮有為各項異性材料，并對部分回采情況進行必要的簡化，在x、y、z 三個軸方向?qū)嵤┪灰萍s束，約束邊界設(shè)置為無反射邊界條件[5]，模擬實際地質(zhì)煤層無限大的情況，設(shè)置仿真模型如圖2 所示。

圖2 大斷面煤層數(shù)值模擬模型示意圖

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

原有支護方案在對工作面頂板以及兩幫的支護作業(yè)下，大斷面巷道出現(xiàn)了頂板下沉和底板上鼓的現(xiàn)象，然而工作面兩幫的位移量并不大，其中頂板的下沉量為20.11 mm，底板上鼓量為8 mm，位移分布云圖如圖3 所示。從位移分布云圖計算結(jié)果來看，雖然位移量符合煤礦行業(yè)安全技術(shù)標(biāo)準，但在長時間作業(yè)下，就會產(chǎn)生安全隱患，有必要對錨桿支護參數(shù)進行進一步優(yōu)化，減小頂板和底板的位移量。

圖3 大斷面巷道位移（m）分布云圖示意圖

通過對位移分布云圖計算后，分析大斷面巷道的應(yīng)力分布云圖，其中最能保障大斷面巷道是豎向應(yīng)力分布，巷道豎向應(yīng)力分布較小就能抵御來自上部的豎向載荷，使作用力在巷道內(nèi)重新進行均勻分布，保障巷道整體的安全性，應(yīng)力分布云圖如圖4所示。

由圖4 可知，在完成對大斷面巷道開挖支護后，最大的應(yīng)力數(shù)值為5.39 MPa，最大應(yīng)力出現(xiàn)的位置是巷道頂板上部，在通過支護作業(yè)后，應(yīng)力分布數(shù)值小于的巖石自身的抗剪強度，并能保證在一定時間內(nèi)維護穩(wěn)定狀態(tài)，但該時間維護較短，不能長期保持，需要對支護方案技術(shù)措施重新審核并制定。

3 支護參數(shù)優(yōu)化設(shè)計

3.1 頂板錨桿支護設(shè)計

圖4 大斷面巷道應(yīng)力（Pa）分布云圖示意圖

對于大斷面巷道頂板的錨桿支護是最關(guān)鍵的技術(shù)措施，根據(jù)工作面寬度和高度，考慮地層動壓影響系數(shù)[6]，首先通過相關(guān)公式進行理論計算得出了支護參數(shù)優(yōu)化后的數(shù)據(jù)為6 根Φ18 mm×2 200 mm 型螺紋鋼錨桿，每兩根螺紋鋼筋之間的間距為1.2 m×1.2 m，深入巖石的某個長度為鋼筋直徑的20 倍。

3.2 兩幫錨桿支護設(shè)計

按照與頂板錨桿支護參數(shù)優(yōu)化的設(shè)計原則，分別對正幫和負幫的錨桿支護參數(shù)重新設(shè)計，通過計算公式設(shè)計出參數(shù)結(jié)果為5 根Φ16×1.6 m 型玻璃鋼錨桿，間排距為1.2 m×1.2 m，其中使用拱形托盤，托盤尺寸為160 mm×160 mm。

4 優(yōu)化后支護方案的應(yīng)用分析

與原有支護方案數(shù)值模擬分析的同等條件，對優(yōu)化后的支護方案進行分析計算，模擬在現(xiàn)場實際應(yīng)用過程中的效果。

通過數(shù)值計算，由圖5 可知，大斷面巷道在利用優(yōu)化后支護方案得出的支護參數(shù)情況下，模擬分析掘巷期間順槽的頂板下沉量和底板底臌量分別為19.57 mm和5.9 mm，位移影響區(qū)約1 m 左右，與原有支護方案近似相等。

圖5 優(yōu)化后大斷面巷道位移（m）分布云圖示意圖

但是大斷面巷道在支護參數(shù)優(yōu)化后，開挖支護的豎向力會進行重新分布，經(jīng)歷一定時間后保持穩(wěn)定，由圖6 所示。順槽左側(cè)和右側(cè)水平位移值均為2.2 mm；順槽頂板無明顯位移，兩幫位移影響區(qū)約1 m，圍巖變形小，處于穩(wěn)定性狀態(tài)。

圖6 優(yōu)化后大斷面巷道應(yīng)力（Pa）分布云圖示意圖

由圖7 可知，運輸順槽在支護參數(shù)優(yōu)化后，經(jīng)過200 步的計算之后圍巖的變形趨好于平穩(wěn)，并保持穩(wěn)定，頂板的位移、底板的位移量分別為18.3 mm、4 mm，左幫位移、右?guī)臀灰茷?.1 mm、3.3 mm，與圍巖的位移云圖相互對應(yīng)，其頂?shù)装宓膰鷰r應(yīng)力在經(jīng)過550 步的計算之后圍巖的計算之后趨于平穩(wěn)，并保持穩(wěn)定，說明優(yōu)化后的支護參數(shù)比原有支護方案設(shè)計更加合理，更適用于大斷面焊道的支護作業(yè)。

圖7 優(yōu)化后大斷面巷道圍巖變形統(tǒng)計圖

5 結(jié)論

1）對支護技術(shù)的參數(shù)重新進行了參數(shù)設(shè)計，提升了大斷面巷道支護技術(shù)的安全可靠性，保障了礦井安全生產(chǎn)效率高效常態(tài)化。

2）通過數(shù)值模擬分析技術(shù)，對優(yōu)化前后支護技術(shù)的關(guān)鍵指標(biāo)進行對比分析，得出了優(yōu)化后的支護方案，該方案有效地提高了大斷面巷道的支護安全性，為煤礦行業(yè)研發(fā)新型支護技術(shù)提供了依據(jù)。