深矿井锚网支护方案优化分析

2019-08-08何光

陕西煤炭 2019年4期

何光

(陕西麟北煤业开发有限责任公司园子沟煤矿，陕西宝鸡 721505)

0 引言

目前我国开采深度超过1 000 m的生产(在建)矿井达到47处[1]。在高地应力情况下，煤岩体发生了显著的变化，从脆性变为弹性，岩体内显现出明显的流变、蠕变和膨胀特征[2-3]。高地应力和煤岩体特征决定了深部开采矿井将会遇到一些动力灾害，这些灾害主要发生在巷道附近。因此，深部开采的关键和主要问题就是巷道支护。

锚杆支护技术在中国主要矿区的大面积传播和应用，产生了巨大的技术和经济效益。目前，国内外锚杆支护设计方法可分为3类，即：工程类比法、计算方法和数值模拟方法[4]。工程类比法有很大的随意性，不能解决复杂的边界问题，因此，它的应用有限[5]。将计算方法和数值模拟方法相结合，采用计算方法，确定数种支护方案，然后采用数值模拟方法确定深矿井煤巷最优的锚杆支护方案，在严格遵守所提出的施工管理措施的基础上，巷道断面变形将得到有效控制。

1 回采巷道锚杆阻力和巷道表面位移监测

1.1 矿井回采巷道锚杆阻力和表面位移监测

矿井位于吉林省西部，产量3.0 Mt/a，地表标高为+521.0 m，三水平标高为-700 m，目前开采深度已经超过1 000 m。-650区段回风平巷采用锚网支护方式，锚杆长度为2.5 m，直径为20 mm，锚杆间排距为0.8 m×0.8 m。锚索采用螺纹钢，直径为15.4 mm，长度为6.0 m，间排距为2.4 m。在巷道掘进过程中，发现巷道表面变形情况严重，巷道四周向内侧臌包严重。因此，有必要对巷道表面位移和锚杆阻力进行测试，以便于判断围岩的稳定性。

在-650 m回风平巷内设置1号和2号两个测量断面，距离为20 m左右[6]。1号测量断面靠近掘进面，距离为12 m左右。每个测量断面布置5个锚杆测力计，锚杆阻力可以直接从锚杆测力计读出。测量结果表明，巷道右帮和右顶角锚杆的阻力增加量远比其他部位大，其原因可能是岩体应力大部分被回采巷道右侧的煤壁承担所致。据此可推断，巷道左侧煤壁已经压裂，浅部离层已经出现。

巷道表面位移测量结果表明，巷道顶底板距离和巷道宽度在12 d后倾向于稳定。断面顶底帮移近量均为50 mm。1号断面和2号断面顶底板移近距离分别为140 mm和65 mm。巷道表面变形如此大，因而应该采取措施控制变形量。

通过以上分析，再结合现场实际观察和测量，可以得出结论，-650 m回风平巷锚网支护参数应该进行优化，以便于更好地适应深部开采的需要。

1.2 巷道围岩松动圈测量

实践已经证明，松动圈对巷道的稳定性和巷道支护程度具有密切的联系[7]。松动圈的测量对于选择合理的支护方法和支护参数，减少巷道维护成本具有重要的作用。实践中采用BA-Ⅱ型松动圈测试仪测定松动圈。首先，在测点巷道左帮、右帮和顶板钻3个测量孔，注水后放入仪器进行测量，钻孔布置如图1所示，测量结果如图2所示。结果表明，巷道左帮、右帮和顶板的松动圈分别为1.6 m、1.8 m和1.5 m。按照围岩分类标准，巷道所处围岩属于大松动圈围岩[8]。松动圈测量结果如图2所示，由于围岩中总存在硬的夹层，或者是弱面、裂隙带等，这将会造成得到的“孔深-速度”曲线带有向上或者向下的尖点，判断松动圈时，要剔除这些异常点，从总曲线的总体趋势上判断。

图1 松动圈测试时的钻孔布置

图2 炮孔深度和波速曲线

2 锚杆和锚索支护参数设计

由于巷道的松动圈范围为1.5～1.8 m，所以锚杆和锚索支护参数应该按照组合拱理论进行设计[9]。

2.1 锚杆支护参数确定

根据相关文献，可用下式计算锚杆参数[10-11]

L=L1+L2+L3

(1)

式中：L—锚杆长度，m；L1—锚杆的外露长度，m；L2—锚杆的有效长度，m;L3—锚杆的锚固段长度，m。

通常L1=0.1 m，L2应大于等于松动圈尺寸，L3=0.3～0.4 m。

m≤0.5L

(2)

m≤1.1

(3)

L2=b+m

(4)

式中：m—锚杆间排距，m；b—组合拱厚度，m。b根据经验取值，对于Ⅳ类围岩，b=0.9;对于V类围岩，b=1.1；对于Ⅳ类围岩，b=1.4，此处b=0.9。

(5)

式中：d—锚杆间排距，mm。按照上面的公式，经过计算，确定锚杆各参数为：L=2.2 m(目前采用2.5 m)，d=22 mm(现在采用20 mm)，m=0.8 m，b=1.0 m。

2.2 锚索参数确定

X=X1+X2+X3

(6)

式中：X—锚索长度，m；X1—锚索外露长度，m；X2—锚索锚固长度，m；X3—潜在不稳定岩层高度，m。通常X1=0.2 m；X2等于巷道宽度。

s=3σ/(4B2γ)×k

(7)

式中：s—锚索排距，m；σ—每根锚索最低破断载荷，kN；γ—煤岩体积力，kN/m3；B—巷道宽度h，m；k—安全系数。此处σ=260 kN，γ=14.4 kN/m3，k=0.5。

m=0.85B/n

(8)

式中：m—锚索间距，m；n—排数。据以上公式，确定锚索参数：X=6.0 m，s=1.54 m，m=1.2 m。

3 不同支护方案的数值优化

按照以上计算，再结合目前掘进巷道所采用的支护方式，提出了3种可行的锚杆锚索支护方案，见表1。

表1 不同的支护方案

采用数值模拟软件FLAC3D，建立了锚杆锚索支护模型。模型的长、宽、高分别为45 m、20 m、50 m，总共分为301 995单元，55 063节点。

图3 垂直应力分布(方案1)

图3、图4和图5是各方案的垂直应力分布，从以上3图中可以看出，最大应力分别为24.4 MPa、27 MPa和27.9 MPa。显然第一种方案应力集中程度最低，巷道围岩应力状态较好。图6、图7和图8是水平位移分布，可看出最大的水平位移分别为204 mm、260 mm、280 mm。图9、图10和图11是垂直位移分布，可看出，顶板下沉量分别为173 mm、212 mm、243 mm。底板臌起量分别为318 mm、343 mm、381 mm。总体来说，方案1应力相对较小，变形量较小，是最佳的支护方案。

图4 垂直用力分布(方案2)

图5 垂直应力分布(方案3)

图6 水平位移分布图(方案1)

图7 水平位移分布图(方案2)

图10 垂直位移分布图(方案2)

图11 垂直位移分布图(方案3)

a-参数优化前巷道支护效果；b-参数优化后巷道支护效果图12 巷道支护效果前后对比图

采用方案1的支护参数1个月后，对巷道的变形情况进行了复查，掘进面后方12 m处巷道形状如图12中(b)所示，可见，改变了参数后，与原支护参数下巷道断面(a)比较，巷道断面变形得到了控制，扩大了巷道的有效断面。巷道表面位移监测数据表明，掘进前期巷道变两帮及顶底板变形量相对较快，后期处于缓慢变形阶段，最终达到相对稳定的状态。1号断面和2号断面顶底帮移近量均为35 mm，1号断面和2号断面顶底板移近距离分别为55 mm和35 mm。与原有方案对比，巷道表面变形明显收窄。