张炜卓

(中国矿业大学(北京)，北京 100083)

1 工程概况

同煤集团同忻矿北二盘区8202工作面所掘煤层为二叠纪煤层,该煤层为结构较为复杂的特厚煤层,该区域内煤层最小厚度为15.65 m,最大厚度为16.79 m,平均厚度为16.31 m。煤层赋存较为稳定,从皮带大巷开始向前约为500 m煤层为倾斜向下,倾角约1°;以后煤层倾角为缓向上,倾角1°～2°,到切眼位置煤厚变为15.65 m。

煤层中含八层夹矸,岩性一般为炭质泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩、细砂岩及高岭质泥岩。以半亮型煤为主,半暗型次之,弱玻璃—玻璃光泽,碎块状,煤种为1/3焦煤。煤层顶底板状态情况如表1所示。

表1 煤层顶底板状态情况表

8202工作面前700 m范围内均为一向斜,在向前掘进过程中煤层较为平缓,煤层倾角一般为2°左右,工作面无较大断层的影响。

在8202工作面上方相同位置存在一梁家矿侏罗系14号层采空区。采空区状态根据其充水性土可以得出并无积水,且层间距为110 m～122 m。

根据设计规程,8202工作面5202巷正巷断面尺寸为5.2 m×3.95 m,开挖面积为20.54 m2。5202巷布置在3号～5号煤层中,掘进过程沿煤层底板进行。

2 原巷道支护方式

根据同一矿区临近巷道的支护经验,该巷道的顶板直接顶构成为煤层或砂质泥岩,属于较为稳定的岩层,使用锚网支护较为合理。同时需要使用高强度锚索将锚杆加固形成的“组合梁”悬吊在高强度的岩层中。最后根据实际经验决定采用“锚、网、喷+锚索”的联合支护方式。

巷道实际采用的支护方案为:顶锚杆采用φ20 mm×3 100 mm锚杆,间排距为900 mm×900 mm,每排6根锚杆,以巷道中心为对称轴对称分布;帮锚杆采用φ18 mm×2 500 mm锚杆,每排4根锚杆,第一个锚杆距顶板225 mm,间排距为900 mm×900 mm;锚索采用φ17.8 mm×8 300 mm,间排距1 800 mm×1 800 mm,三三布置;为提高安全性再附加组合锚索,采用φ17.8 mm×6 300 mm,间排距2 700 mm×3 600 mm,三花布置,支护布置结果见图1。

3 支护方式优化设计

3.1 理论计算

根据二盘区临近巷道支护经验,以及该巷道直接顶为煤及砂质泥岩条件,属较稳定岩层,进行较为经济,在保证安全的情况下加快开发进度的支护方式进行优化设计。

要使帮锚杆的加固作用以及顶锚杆的悬吊作用有效,应满足公式:

L≥L1+L2+L3。

其中,L为锚杆总长度；L1,L2,L3分别为锚杆外露长度、有效长度和锚入岩层深度,其中有效长度一般取免压拱高度b或帮部破碎深度c。

其中免压拱高度由普氏公式计算:

b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f顶。

其中，B，H分别为巷道掘进尺寸的宽度和高度;ω为帮部围岩内摩擦角;f为顶板围岩的普氏系数。代入该工程数据可得:

b=[5 200/2+3 950×tan(45°-

63.43°/2)]/3=1 194.82 mm。

由此可知顶部锚杆的长度可由下式确定:

L≥50+1 194.82+900=2 144.82 mm。

每根锚杆可以悬吊的岩体重量可以由公式G=γL2a2确定。锚杆的锚固力需要可以承受所悬吊岩体的重量,为了提高安全性,设置安全系数K为2。根据岩体容重γ为23.6 kN/m3，可以计算出锚杆的间排距a应该小于1.28 m。

再根据悬吊理论可知,为防止巷道顶板岩体发生大面积的整体垮落,需要使用锚索将已经利用锚杆加固的顶板悬挂在更为坚硬的岩层中。在计算锚索布置状态时,我们应按照最严重的冒落方式考虑,即冒落高度大于锚杆的锚固长度。并且忽略了岩体自身的粘结力和内摩擦力,在根据如下公式进行计算:

L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]。

其中,L为锚索排距;F1,F2分别为锚杆锚固力和锚索的极限承载力;L1为锚杆排距;B,H分别为巷道最大冒落宽度和最大冒落高度;θ为角锚杆和巷道顶板的夹角;n为锚索排数。代入数据可得锚索的间距应小于2.83 m。

3.2 支护方案设计

根据单仁亮等[1]研究的强帮强角支护理论,通过将帮部顶端和底端锚杆从水平方向改变为向上向下倾斜15°～30°,再额外给锚杆施加预应力,在强化帮部的同时改善巷道顶底板的受力状态,增强巷道的稳定性的理论帮助。

根据康红普等[2]研究结论,采用高预应力强支护方式,适用于巷道强度较低、巷道岩层松散等问题,可以有效控制巷道的变形提供良好支护效果,该项目所在5205巷属于煤巷主要由煤层构成,符合适用条件,采用提高预紧力的方式为锚杆施加应力。

根据悬吊理论[3],我们可以将巷道顶板的坚硬岩层看作一个完整的承载结构,利用锚索将巷道顶板的软弱岩层和坚硬岩层组合在一起,使顶板悬吊在坚硬岩层下方,锚索在结构体系中发挥悬吊作用。由于8202工作面为特厚煤层,煤层平均厚度达到16 m,即使使用锚索,也难以将其嵌入坚硬岩层,发挥锚索的悬吊作用。

根据组合拱理论[4],利用预应力锚杆,在围岩中形成锥形压缩区,在锚杆间距恰当的条件下,即可在围岩中形成连续拱形压缩区,承载上部围岩应力。

由此我们对巷道帮部的锚杆以及顶板锚杆锚索支护进行了优化处理,采用的支护方式为:顶锚杆采用φ20 mm×3 500 mm锚杆,间排距为800 mm×900 mm,每排7根锚杆,以巷道中心为对称轴对称分布,最外侧的锚杆分别向左右两侧倾斜15°角;帮锚杆采用φ18 mm×3 100 mm锚杆,每排4根锚杆,第一根锚杆距顶板225 mm,间排距900 mm×900 mm,最上端和最下端的锚杆也分别向上下两侧倾斜15°角，如图2所示。

优化后的方案通过延长帮部锚杆的方式加强了帮部支护。角部锚杆额外向两侧倾斜,使巷道角部得到强化。由于煤层厚度使得锚索无法深入坚硬岩层,锚索的悬吊作用难以发挥,因此在弃用锚索的情况下,加大锚杆的使用,充分发挥组合拱的作用。

4 数值模拟

本次数值模拟采用Flac3D软件进行,分别建立在原支护方式以及优化后的支护方式两种支护条件下,巷道围岩的变形情况。通过对比分析在不同的支护方式下,巷道围岩的变形情况以及塑性区分布特点,比较两种支护方式的优劣情况,为使用优化后的方案提供理论依据,确保优化后的支护方案具有较高的安全性以及可行性。

4.1 建立模型

在Flac3D建立宽、高30 m,进深10 m的网格,网格均采用Brick单元进行建造,网格以巷道所在为中心,按照距离进行不均匀划分,模型四周以及底部采用固定法向位移边界,取z轴负方向为重力方向。在模型整体上附加初始应力,在模型顶部额外附加均匀垂直压应力,如图3所示。

根据同煤集团提供的工程概况以及岩层力学性质等基础资料,结合以往经验,所选取岩层力学、物理参数如表2所示。所有网格均采用摩尔—库仑准则模型,计算机模型模拟先建立完基础模型后,根据上述数据进行首次应力平衡。在进行巷道开挖以及支护前将模型位移和速率清零之后再进行模拟计算。

表2 岩层力学参数

4.2 计算结果分析

通过比较在不同支护条件下的巷道变形大小,可以直观对比原支护方式和优化支护方式的支护效果。本次数值模拟主要对比两种支护方式下的巷道围岩垂直位移大小、水平位移大小以及塑性区状态。

4.2.1 巷道围岩位移结果分析

图4为巷道围岩垂直方向位移云图，由图4可知,采用原支护方案时,顶板最大下沉量为37.42 mm,最大底鼓为6.62 mm。采用优化支护方案后,由于帮部锚杆采用倾斜支护方式,对巷道顶板产生了一定的正面影响,顶板最大下沉量略微减少,最大值为35.85 mm,同时最大底鼓量基本保持不变。由此可以看出,优化支护方案在减少支护的条件下依然可以保证巷道的稳定性,确定了优化支护方案的可行性。

图5为巷道水平位移量,在原支护方案下,巷道两帮的最大近移量分别为26.12 mm和25.89 mm。采用优化支护后,两帮的近移量均有小幅度减小,优化后最大近移量为24.31 mm和24.43 mm。与原支护方案相比稍有改善,符合安全标准。

4.2.2 巷道围岩塑性区分布分析

图6为优化支护和原支护条件下塑性区对比图,在两种支护方式下,巷道围岩均以压剪破坏为主,支护方式在优化前后塑性区范围没有较大变化,两种支护方式对围岩塑性区分布无较大影响,优化支护在减少锚索使用的条件下依然可以保证巷道围岩的稳定。

5 结论

在原支护条件下顶板锚索较多,支护方案过于保守,造成支护成本过高。

优化支护采用强帮强角支护理论中,将锚杆偏斜的方式,通过理论计算以及数值模拟分析,在不改变巷道安全性的条件下,优化了巷道的支护,减少了支护成本。

在成本缩减下,巷道两帮以及顶板与原方案相比未出现较大位移,底板底鼓略微下降。塑性区分布在采用优化方案后依然未出现较大变化。因此,采用优化方案可以在减少支护成本的条件下,保证支护效果并提高掘进效率。