張秋卯，董士超

（冀中能源峰峰集團(tuán) 羊東礦，河北 邯鄲 056200）

0 引言

隨著煤炭資源的不斷開采利用，巷道支護(hù)問題成為當(dāng)前研究的重要方向[1-6]。不少專家學(xué)者已經(jīng)做了大量工作，王金華[7]通過對不同因素下巷道圍巖受力與變形特征進(jìn)行分析，提出了強(qiáng)力錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，有效控制了巷道圍巖變形；羅新旗[8]針對大采高、易片幫的問題，基于自然平衡拱理論對支護(hù)參數(shù)進(jìn)行計(jì)算，錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)可以緩解片幫問題；宋希賢[9]通過數(shù)值模擬，分析動載荷作用下巷道圍巖動態(tài)損傷破壞發(fā)展過程，卸壓孔與錨桿聯(lián)合支護(hù)技術(shù)對巷道圍巖穩(wěn)定性起重要作用；全錨索支護(hù)作為一種巷道支護(hù)技術(shù)能夠有效控制巷道圍巖變形，保證巷道的穩(wěn)定性。針對全錨索支護(hù)技術(shù)，部分學(xué)者進(jìn)行了研究。孫立輝[10]通過分析巷道煤幫強(qiáng)烈大變形規(guī)律，得到全錨索支護(hù)技術(shù)可以作為控制極軟弱煤巖體巷道變形的支護(hù)方法；李金奎[11]提出新型巷道復(fù)合頂板全錨索一次支護(hù)方案，解決了巷道頂板易離層冒頂問題；紀(jì)海玉[12]通過數(shù)值模擬軟件對3 種支護(hù)方案進(jìn)行對比，采用頂板預(yù)應(yīng)力加長錨固錨索，可以明顯改善圍巖深部的應(yīng)力分布狀態(tài)。本文針對羊東礦8270 掘進(jìn)工作面巷道支護(hù)難的問題，使用全錨索支護(hù)技術(shù)，并通過數(shù)值模擬試驗(yàn)對全錨索支護(hù)技術(shù)下的巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行分析，得到很好的支護(hù)效果，并減小支護(hù)成本，獲得了經(jīng)濟(jì)效益。

1 概 況

1.1 工程概況

羊東礦8270 掘進(jìn)工作面煤層為二疊系山西組2 號煤（大煤），煤厚5.42～5.68 m，平均厚度5.5 m，煤層穩(wěn)定，其結(jié)構(gòu)復(fù)雜，普遍含3 層夾石，頂夾石厚0.05 m，為炭質(zhì)粉砂巖，距頂板0.5～0.6 m。中夾石厚度0.01 m，距頂板2.6～2.8 m，底夾石厚0.15 m，為炭質(zhì)粉砂巖，距底板1.3～1.4 m。

8270 溜子道摸大煤頂板掘進(jìn)，直接頂為細(xì)粒砂巖，深灰色，植物化石豐富，質(zhì)地較軟，平均厚度5 m，較為穩(wěn)定。老頂為中粒砂巖，以淺灰色石英為主，泥硅質(zhì)膠結(jié)，含碳線，平均厚度9 m，極為穩(wěn)定。

根據(jù)羊東礦8270 工作面圍巖穩(wěn)定性分類情況，大煤煤層老頂單軸抗壓強(qiáng)度68.2 MPa，直接頂單軸抗壓強(qiáng)度37.8 MPa，圍巖巖性分類為Ⅲ類。

1.2 支護(hù)設(shè)計(jì)

原設(shè)計(jì)煤巷頂板支護(hù)布置為4 根錨索、6 根錨桿加梯形梁，現(xiàn)將支護(hù)形式改為全錨索：錨索排距由1.8 m 加大至2.2 m，間距由1.4 m 變?yōu)?.6 m。錨索由4 根變?yōu)? 根，短錨索對比頂錨桿減少2根，既減少錨索施工時(shí)間，又提高了巷道頂板支護(hù)強(qiáng)度。

現(xiàn)在巷道頂板采用全錨索支護(hù)。頂錨索為φ21.6 mm 和φ21.8 mm，φ21.6 mm 的錨索長度為7 500 mm，排距2 200 mm，間距1 400 mm，錨索垂直頂板，沿垂直巷道方向使用16 號b 槽鋼，長×寬×厚=3 700 mm×160 mm×8.5 mm，頂錨索配合16 號b 槽鋼一起使用；φ21.8 mm 的錨索長度4 000mm，排距1 100 mm，間距1 100 mm，錨索垂直頂板，沿垂直巷道方向使用梯形梁，長×寬×厚=3 800 mm×80 mm×16 mm；16 號b 槽鋼托盤使用長×寬×厚=140 mm×140 mm×8 mm 的自制托盤使用，梯形梁使用200 mm×200 mm×10 mm 的鋼托盤。

兩幫采用錨桿配合梯形梁封幫，幫錨桿采用直徑20 mm、長度2 400 mm 的等強(qiáng)錨桿，配長×寬×厚=200 mm×200 mm×10 mm 的鋼托盤，孔徑為23 mm（±1 mm）。選用K2335 樹脂錨固劑1卷，Z2335 樹脂錨固劑2 卷。間距900 mm，排距900 mm，幫錨桿垂直煤壁打設(shè)（底角幫錨桿角度偏差≤15°）。梯形梁長×寬=2 800 mm×80 mm。施工過程中，梯形梁長可根據(jù)煤層傾角變化情況做適當(dāng)調(diào)整。頂板完整時(shí)使用鋼筋網(wǎng)裱褙頂板，頂板破碎或過斷層時(shí)使用雙抗塑料網(wǎng)配合鋼筋網(wǎng)裱褙頂板。兩幫煤壁堅(jiān)硬時(shí)鋪雙抗塑料網(wǎng)，煤壁松軟片幫時(shí)使用雙抗塑料網(wǎng)配合鋼筋網(wǎng)裱褙兩幫。鋼筋網(wǎng)采用φ4 mm 鋼筋焊接而成，規(guī)格為1 700 mm×1 000 mm，網(wǎng)孔規(guī)格為100 mm×100 mm，搭接長度為100 mm，搭接處每間隔300 mm 用12 號鐵絲綁扎一道。巷道支護(hù)如圖1 所示。

圖1 巷道支護(hù)示意Fig.1 Roadway support diagram

2 數(shù)值模擬

2.1 模型建立及測點(diǎn)布置

根據(jù)羊東礦8270 工作面實(shí)際地質(zhì)資料，通過UDEC 建立模型，進(jìn)行巷道支護(hù)，并對巷道開挖求解計(jì)算。模型尺寸為長×寬=50 m×50 m，巷道開挖尺寸為長×寬=4 m×3 m，在模型兩側(cè)設(shè)置水平約束，在模型的底部設(shè)置垂直邊界，在模型上表面施加上覆巖層應(yīng)力，模型頂部垂直應(yīng)力為18.14 MPa，選取摩爾庫倫本構(gòu)模型，頂?shù)装寮吧细膊糠謳r層選取的巖層力學(xué)參數(shù)均按照羊東礦實(shí)際測量數(shù)據(jù)，模型物理力學(xué)參數(shù)見表1，模型網(wǎng)格如圖2 所示，巷道支護(hù)如圖3 所示。

表1 模型各層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of each layer of the model

圖2 數(shù)值模擬模型網(wǎng)格圖Fig.2 Grid diagram of numerical simulation model

圖3 數(shù)值模擬巷道支護(hù)示意Fig.3 Numerical simulation roadway support diagram

為研究支護(hù)后圍巖穩(wěn)定性，對巷道頂板下沉、兩幫變形情況進(jìn)行分析，并通過布置測點(diǎn)實(shí)時(shí)監(jiān)測各參量變化值，測點(diǎn)布置如圖4 所示，黑色測點(diǎn)為頂板垂直位移測點(diǎn)，左側(cè)灰色測點(diǎn)為左幫水平位移測點(diǎn)，右側(cè)灰色測點(diǎn)為右?guī)退轿灰茰y點(diǎn)。

圖4 巷道圍巖測點(diǎn)布置示意Fig.4 Measurement point layout of roadway surrounding rock

2.2 結(jié)果分析

巷道開挖并進(jìn)行支護(hù)后的應(yīng)力、位移云圖如圖5 所示。由于巷道的開挖，上覆巖層對巷道上方頂板產(chǎn)生壓力，頂板卸壓，出現(xiàn)部分卸壓區(qū)，同時(shí)巷道底板產(chǎn)生破碎卸壓，如圖5（a）所示。巷道垂直應(yīng)力云圖近似沿巷道中心左右對稱，巷道左右兩側(cè)的煤幫在距巷道邊緣一定距離處產(chǎn)生應(yīng)力集中區(qū)，應(yīng)力峰值為31.6 MPa。

圖5 巷道圍巖應(yīng)力、位移云圖Fig.5 Stress and displacement nephogram of roadway surrounding rock

由圖5（b）可知，垂直方向上頂?shù)装寰霈F(xiàn)不同程度的變形。其中距巷道越近的頂板位移越大，覆巖位置距巷道越遠(yuǎn)，其位移越小，位移量為負(fù)值，即出現(xiàn)向下的位移。底板產(chǎn)生底鼓，距巷道越近的底鼓量越大，底板位置距巷道越遠(yuǎn)，其位移越小，位移量為正值，即出現(xiàn)向上的位移。由云圖可知底鼓量整體小于頂板下沉量。由圖5（c）可知，水平方向上，左右兩幫均產(chǎn)生朝向巷道內(nèi)側(cè)的變形，且左右兩幫水平位移量相差不大。為精確得出巷道圍巖變形值，將各測點(diǎn)位移量進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，如圖6 所示。

圖6 圍巖變形曲線Fig.6 Deformation curve of surrounding rock

由圖6（a）可知，頂板下沉曲線呈開口向下的拋物線分布，且分布較均勻，巷道頂板中部下沉量最大，達(dá)到53.52 mm，下沉最小值發(fā)生在巷道頂板左右兩側(cè)邊緣，分別為21.5 mm、22.7 mm。由圖6（b）可知，左幫移進(jìn)量曲線呈開口向下的拋物線分布，且分布不均勻，左幫中部位移量較大，左幫移近量最大為36.96 mm，左幫位移量最小值發(fā)生在巷道底板左側(cè)邊緣，最小值為7.8 mm。由圖6（c）可知，兩幫移進(jìn)量曲線呈開口向下的拋物線分布，且分布不均勻，右?guī)椭胁课灰屏枯^大，右?guī)鸵平孔畲鬄?8.75 mm，右?guī)臀灰屏孔钚≈蛋l(fā)生在巷道底板右側(cè)邊緣，最小值為5.4 mm。由圖6（d）可知，右?guī)鸵七M(jìn)量曲線呈開口向下的拋物線分布，且拋物線中部較平緩，兩幫中部位移量較大，兩幫移近量最大為74.9 mm，兩幫位移量最小值發(fā)生在巷道底板，最小值為13 mm。由以上分析可知，在此支護(hù)方式下，各位移曲線近似呈拋物線分布，均呈現(xiàn)中間高，兩邊低的特征，頂板下沉極值與兩幫移近量較小，此支護(hù)方式能有效控制圍巖變形，維持巷道的穩(wěn)定。

3 經(jīng)濟(jì)效益分析

原方案采用錨索+錨桿布置，錨索間排距1.4 m，每排4 根，頂錨桿間距800 mm，排距900 mm，每排6 根，按巷道長度450 m 計(jì)算，巷道使用錨索7 500 m、費(fèi)用122 700 元。16 號b 槽鋼925 m、費(fèi)用98 568 元。2335 樹脂錨固劑13 000 支，費(fèi)用14 040 元。托盤1 000 塊，費(fèi)用10 200 元，鎖具1 000 套，費(fèi)用15 500 元。高強(qiáng)錨桿3 000 根，費(fèi)用90 600 元。頂錨桿托盤3 000 個(gè)，費(fèi)用42 060元。梯形梁500 套，費(fèi)用47 272 元。450 m 巷道成本費(fèi)用44.094 萬元，平均每米巷道錨索支護(hù)成本980 元。

新方案采用全錨索布置，長錨索排距2.2 m，間距1.6 m，每排3 根，短錨索排距1.1 m，間距1.3 m。每米巷道使用錨索25 m、16 號b 槽鋼1.7 m、2335 樹脂錨固劑20 支，鎖具5 個(gè)，梯形梁3.5 m，托盤5 個(gè)。每米巷道錨索支護(hù)成本835 元。

使用全錨索支護(hù)每米巷道節(jié)省成本145 元，按每月煤巷掘進(jìn)300 m 計(jì)算，全年可節(jié)省成本52.2萬元。

4 結(jié)論

（1）通過數(shù)值模擬軟件UDEC 對巷道支護(hù)后的圍巖變形進(jìn)行分析，得到頂板及兩幫最大變形值均出現(xiàn)在測線中部位置，巷道頂板最大下沉值為53.52 mm，兩幫移近量最大為74.9 mm，頂板下沉極值與兩幫移近量較小，支護(hù)效果較好。

（2）全錨索支護(hù)較錨索+錨桿支護(hù)每米可節(jié)省成本145 元，年節(jié)省成本52.2 萬元，節(jié)約了支護(hù)成本，提高了煤礦經(jīng)濟(jì)效益。