特厚煤層工作面沿空掘巷錨索網支護參數設計

　　摘要：為確保內蒙古唐家會礦特厚煤層工作面沿空掘巷支護安全,采用UDEC4.0軟件對該礦102運輸巷沿空掘巷所選擇的錨索網支護參數進行數值模擬分析,分別對3種支護方案、6種工況下的垂直應力、垂直變形、水平變形及塑性區等進行了模擬分析,得出唐家會礦特厚煤層沿空掘巷錨索網支護參數為:頂板錨索按“4-3”布置在頂板W5鋼帶上相應錨桿孔內,對應頂板錨桿按“3-4”布置,頂板錨索為Ø21.6mm×8300mm,頂板錨桿為Ø22mm×2500mm;兩幫各布置5根錨桿,幫部錨桿為Ø22mm×2500mm;頂板錨桿間排距為850mm×900mm,巷幫錨桿間排距為750mm×900mm;煤柱幫布置2排水平槽鋼組合錨索,實體幫布置1排水平槽鋼組合錨索,幫部錨索為Ø21.6mm×4800mm,幫部水平槽鋼組合錨索間距1300mm。現場應用結果表明巷道支護效果良好。

　　本文源自煤炭工程,2020,52(S1):43-47.《煤炭工程》雜志，月刊，于1954年經國家新聞出版總署批準正式創刊，由中國煤炭科工集團有限公司主管，煤炭工業規劃設計研究院有限公司主辦的學術性刊物，本刊在國內外有廣泛的覆蓋面，題材新穎，信息量大、時效性強的特點，其中主要欄目有：設計技術、施工技術、生產技術、研究探討、裝備技術、工程管理。

　　隨著現階段礦井開采技術的不斷進步，在井下開采過程中，為了提高工作面煤炭資源回收率，同時降低巷道掘進率，沿空掘巷技術被廣泛應用于煤礦開采過程中。所謂沿空掘巷是指在上區段工作面回采結束后，采空區巖層活動基本終止穩定，在回采引起的應力重新分布趨于穩定后掘進，此時巷道位于上區段采空區側向支承壓力的應力降低區，采用沿空掘巷和合理的支護技術可以使巷道在掘進和掘后圍巖變形量較小。沿空掘進巷道支護方式及參數將對礦井正常生產接續影響越來越重要。加之，煤礦巷道支護經過長期發展，錨索網支護施工簡單、成本較低、將被動支護變為主動支護，優勢越來越明顯，應用越來越廣泛，將錨索網支護技術應用于沿空掘進巷道，對煤礦安全生產及經濟效益將有顯著提升。鑒于此，根據唐家會礦實際，借助科研院校相關模擬試驗技術，結合礦井地質條件、前期工程施工情況等資料，以唐家會礦102沿空工作面為研究對象，采用UDEC4.0軟件對3種支護方案、6種工況下的垂直應力、垂直變形、水平變形及塑性區等進行了模擬分析，提出合理的支護方案。

　　1、礦井概況

　　1.1 工作面兩巷地質概況

　　唐家會礦102工作面位于+771m水平首采區，為該礦第一個孤島工作面，該面東部為DF11斷層組，西至輔運大巷，北為101工作面采空區，南為正在回采的103工作面，102孤島工作面回風巷設計長度1167m，運輸巷設計長度1238m，切眼設計長度240m，工作面標高為+1268～+1343m，地面標高+768～+795m，回風巷與采空區煤柱20m，運輸巷與采空區煤柱25m。102孤島工作面布置如圖1所示。

　　圖1102孤島工作面布置

　　6煤:黑色、暗淡光澤，塊狀～粉末狀為主，半亮煤為主，含暗煤和鏡煤條帶，屬半暗型～半亮型。煤層厚度穩定，全區可采厚18.7m，大部含有3～7層夾矸，夾矸為泥巖、砂泥巖，夾矸厚度不穩定，局部呈透鏡狀，6煤近水平，傾角0°～6°，平均2°，整體表現為南高北低、東高西低的單斜構造，但局部有寬緩小褶曲。

　　6煤直接頂為細砂巖，厚7.2～19.1m，其抗壓強度為24.70MPa，普氏硬度系數2.52;老頂為中細砂巖，厚7.8～12.7m，其抗壓強度為28.04MPa，普氏硬度系數2.86;6煤層直接底為泥巖及砂質泥巖，厚4～7.3m，其中砂質泥巖抗壓強度為14.50～22.93MPa，平均17.52MPa，普氏硬度系數為1.48～2.34，軟化系數為0.20～0.83;泥巖抗壓強度為10.44～51.88MPa，平均為28.32MPa，普氏硬度系數1.06～5.29，軟化系數為0.69。具體頂底板巖層物理力學特性參數見表1。

　　表1頂底板巖層物理力學特性參數

　　1.2 工作面兩巷支護設計要求

　　102工作面巷道采用留煤柱沿空掘巷，巷道施工沿煤層底板掘進，巷道斷面為平頂微拱形，支護采用錨索網支護。其中回風巷斷面規格為寬×高=5.4m×3.8m;運輸巷斷面規格為寬×高=5.7m×3.8m。

　　2、孤島工作面沿空掘巷數值模擬分析

　　為了選擇沿空掘巷合理的錨索網支護參數，以102孤島工作面運輸巷為例，采用UDEC4.0軟件對102運輸巷沿空掘巷所選擇的錨索網支護參數進行數值模擬分析。UDEC(UniversalDistinctElementCode)是一款利用顯式解題方案為巖土工程提供精確有效分析的工具，顯式解題方案為不穩定物理過程提供穩定解，并可以模擬對象的破壞過程，該軟件特別適合于模擬節理巖石系統或者不連續塊體集合體系在靜力或動力荷載條件下的響應。UDEC軟件的設計思想是解決一系列的工程問題。

　　2.1 數值模型的建立

　　根據102孤島工作面地質資料，按相鄰101工作面及103工作面均已回采完畢考慮。工作面平均煤厚按18.7m計算，根據T12鉆孔資料，煤層上覆直接頂為細砂巖，老頂為中細砂巖，結合數值模擬情況進行簡化模型，只模擬102運輸巷沿空掘巷，采用長350m、高100m矩形計算模型，模型兩側限制水平方向移動，模型底邊限制水平方向和垂直方向移動，模型上表面為應力邊界，根據埋深施加載荷用來模擬上覆巖體的自重邊界。材料破壞遵循Mohr-Coulomb強度準則。

　　2.2 模擬方案

　　模擬巷道為102孤島工作面運輸巷，巷道斷面為5.7m×3.8m，煤柱寬度25m，模擬方案如下。

　　2.2.1 方案一

　　1)工況一:頂板錨索不采用槽鋼連接，而是按“4-3”布置在頂板W5鋼帶上相應錨桿孔內，對應頂板錨桿按“3-4”布置，頂板錨索規格為，頂板錨桿規格為;兩幫各布置5根錨桿，幫部錨桿規格為;頂板錨桿間排距為850mm×800mm，巷幫錨桿間排距為750mm×800mm，如圖2所示。

　　圖2方案一工況一下61102運輸巷支護方式(mm)

　　2)工況二:頂幫錨桿排距為900mm，其余參數同工況一。

　　2.2.2 方案二

　　工況一:頂板錨索按“3-1”+兩側走向槽鋼組合錨索布置，相應頂板錨桿按“4-6”布置，“3-1”布置錨索規格為，走向布置錨索規格為;頂板錨桿規格為;兩幫各布置5根錨桿，巷幫錨桿規格為;頂板錨桿間排距為850mm×800mm，巷幫錨桿間排距為750mm×800mm。

　　工況二:頂幫錨桿排距為900mm，其余參數同工況一。

　　2.2.3 方案三

　　工況一:頂板錨索不采用槽鋼連接，而是按“4-3”布置在頂板W5鋼帶上相應錨桿孔內，對應頂板錨桿按“3-4”布置，頂板錨索規格為，頂板錨桿規格為;兩幫各布置5根錨桿，幫部錨桿規格為;頂板錨桿間排距為850mm×900mm，巷幫錨桿間排距為750mm×900mm;煤柱幫布置1排水平槽鋼組合錨索，錨索規格為，幫部水平槽鋼組合錨索間距1300mm。

　　工況二:煤柱幫布置2排水平槽鋼組合錨索，實體幫布置1排水平槽鋼組合錨索，其余參數同工況一。

　　2.3 數值分析

　　2.3.1 垂直應力分析

　　三種方案各工況支護參數下巷道圍巖垂直應力云圖分別如圖3—圖5所示，由圖可以較直觀地看出巷道、煤柱與頂底板圍巖垂直應力分布情況，煤層的回采與巷道的開挖對圍巖有較大影響，相鄰工作面回采待采空區壓實后，再進行沿空掘巷，在巷道周邊圍巖中形成卸壓范圍，在煤柱兩側沿空巷道與采空區周邊有一個豎直的垂直應力降低區，煤柱中形成應力集中現象，在圍巖大結構及巷道開挖斷面相同情況下，各工況下圍巖垂直應力分布情況基本相似。

　　圖3方案一各工況下圍巖垂直應力云圖

　　圖4方案二各工況下圍巖垂直應力云圖

　　圖5方案三各工況下圍巖垂直應力云圖

　　2.3.2 巷道表面位移分析

　　三種方案各工況下102運輸巷沿空巷道垂直位移云圖與水平位移云圖分別如圖6—圖11所示，各工況下巷道圍巖表面最大位移量見表2。

　　圖6方案一工況一下圍巖垂直位移云和水平位移云圖

　　圖7方案一工況二下圍巖垂直位移和水平位移云圖

　　圖8方案二工況一下圍巖垂直位移和水平位移云圖

　　圖9方案二工況二下圍巖垂直位移和水平位移云圖

　　由表2可以看出，方案一、方案二錨桿排距分別為800mm、900mm情況下，工況一、二巷道圍巖變形依次增大;方案一對比方案二，相同排距下，方案一支護效果稍好，綜合支護效果與經濟效益，方案一工況二較為合理;方案三在方案一工況二基礎上對巷幫采用錨索加強支護，由方案三工況一、工況二對比，沿空巷道幫部采用錨索加強支護能較好地控制巷道圍巖變形;方案三工況二對煤柱幫及實體幫都采用錨索加強支護，巷道支護效果最好。

　　圖10方案三工況一下圍巖垂直位移和水平位移云圖

　　圖11方案三工況二下圍巖垂直位移和水平位移云圖

　　表2102運輸巷沿空掘巷三種方案各工況下圍巖表面最大位移量

　　2.3.3 塑性區分析

　　工作面回采與巷道開挖都會對周邊圍巖產生擾動，導致圍巖變形破壞等，在圍巖中會形成一定范圍的塑性區分布。通過塑性區分布可以直觀地了解巷道圍巖的塑性區分布情況與圍巖破壞情況。三種方案各工況下巷道塑性區分布分別如圖12—圖14所示，由圖可以看出，三種方案下各工況煤柱均未出現失穩破壞現象。

　　圖12方案一各工況下巷道塑性區分布圖

　　圖13方案二各工況下巷道塑性區分布圖

　　圖14方案三各工況下巷道塑性區分布圖

　　綜上分析，通過圍巖應力、巷道表面位移及塑性區分析，結合巷道控制安全性及煤炭開采經濟性分析，102工作面在平均18.7m特厚煤層條件下沿空掘巷采用方案三工況二能更好地控制巷道圍巖變形。

　　3、結語

　　經過數值模擬結論，提出臨雙采空區工作面巷道掘進期間合理的錨索網支護參數，并提出肩窩處錨索外扎15°斜拉錨索結構，錨固在巷道煤柱上方，防止出現頂板沿煤幫整體冒落的危險。后期102工作面順利安全回采，回收煤炭資源約400萬t，實踐表明該支護方式及參數滿足類似條件下臨雙采空區工作面巷道的支護要求，為類似條件煤礦臨雙采空區工作面安全回采提供一定借鑒。

　　參考文獻：

　　[1]鄭西貴,姚志剛,張農.掘采全過程沿空掘巷小煤柱應力分布研究[J].采礦與安全工程學報,2012,7(4):460-465.

　　[2]梁興旺,王連國,何興華,等.沿空掘巷窄煤柱合理寬度的確定[J].礦業研究與開發,2007,27(2):29-31.

　　[3]王衛軍,馮濤,侯朝炯,等.沿空掘巷實體煤幫應力分布與圍巖損傷關系分析[J].巖石力學與工程學報,2002,21(11):1590-1593.

　　[4]常聚才,謝廣祥,楊科.綜放沿空巷道小煤柱合理寬度確定[J].西安科技大學學報,2006,28(2):226-230.

　　[5]高明仕,張農,成隆.綜放沿空掘巷窄煤柱合理寬度的確定[J].礦山壓力與頂板管理,2004,21(3):4-7.

　　[6]華心祝,劉淑,劉增輝.孤島工作面沿空掘巷礦壓特征研究及工程應用[J].巖石力學與工程學報,2011,30(8):1646-1651.

　　[7]柏建彪,侯朝炯,黃漢富.沿空掘巷窄煤柱穩定性數值模擬研究[J].巖石力學與工程學報,2004,23(20):3475-3479.

　　[8]劉長友,劉奎,郭永峰,等.超長“孤島”綜放面大煤柱護巷的數值模擬[J].中國礦業大學學報,2006,35(4):473-477.

　　[9]黃炳香,劉長友,鄭百生,等.超長孤島綜放工作面煤柱支承壓力分布特征研究[J].巖土工程學報,2007,29(6):932-937.

　　[10]謝廣祥,楊科,劉全明.綜放面傾向煤柱支承壓力分布規律研究[J].巖石力學與工程學報,2006,25(3):545-549.

　　[11]謝文兵,陳曉祥,鄭百生.采礦工程問題數值模擬研究與分析[M].徐州:中國礦業大學出版社,2005.

　　[12]錢鳴高,繆協興,許家林.巖層控制中的關鍵層理論研究[J].煤炭學報,1996(3):2-7.

　　[13]張耀榮,高慧,高進,等.影響護巷煤柱寬度的因素分析[J].煤,2001(1):11-13.

　　[14]謝福星,張召千,崔凱.大采高采場超前支承壓力分布規律及應力峰值位置研究[J].煤礦開采,2013(1):80-83.

　　[15]錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業大學出版社,2003.

　　[16]侯朝炯,李學華.綜放沿空掘巷圍巖大?小結構的穩定性原理[J].煤炭學報,2001(1):1-7.

　　[17]柏建彪,侯朝炯.空巷頂板穩定性原理及支護技術研究[J].煤炭學報,2005(1):8-11.

　　[18]賈光勝,康立軍.綜放開采采準巷道護巷煤柱穩定性研究[J].煤炭學報,2002(1):6-10.

　　[19]李學華.綜放沿空掘巷圍巖穩定控制原理與技術[M].徐州:中國礦業大學出版社,2008.

　　[20]楊雙鎖.回采巷道圍巖控制理論及錨固結構支護原理[M].北京:煤炭工業出版社,2004.