特厚煤层孤岛工作面全煤巷道锚索支护技术研究与应用

2021-12-27陈可夯王朋飞翟黎伟

煤矿安全 2021年12期

陈可夯，王朋飞，翟黎伟

（1.河南能源鹤煤公司生产技术部，河南鹤壁 458030；2.太原理工大学矿业工程学院，山西太原 030024；3.河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作 454000）

地下开采是我国煤炭资源的主要开采方式，每年我国矿井新掘巷道约12 000 km[1]，其中长壁采煤系统中的区段巷道是直接连通开采工作面的通路，其稳定性直接关系到矿井的高产高效。区段巷道一般为煤层巷道，服务年限一般半年至2 年不等，采用高成本支护方式与其服务年限不匹配。随着国内外锚杆支护技术的不断发展，锚杆支护应用不断普及，较好适应了井下各类巷道的使用要求，尤其对区段巷道而言，锚杆支护具有显著的实用价值和经济效益，已成为我国区段巷道普遍采用的支护方式[2]。虽然区段巷道服务年限较短，但长壁开采空间大，采动影响范围广，在开挖和开采全过程中，区段巷道受到显著的采掘扰动影响，所处应力环境复杂，对支护提出了更高了要求。为此，国内外学者对锚杆索支护进行了大量研究。侯朝炯等[3]建立了预应力、全长锚固以及及时支护条件下围岩宏观损伤和微观裂隙演化的量化区间，以锚固范围内围岩损伤程度小于45%为指标，评估围岩稳定性；康红普等[4]针对煤矿千米深井巷道围岩支护存在的难题，针对性提出支护-改性-卸压协同控制技术；唐春安等[5]采用数值分析方法对恒阻锚杆支护机理进行了研究；吴拥政等[6]通过试验手段，研究了锚杆杆体动态力学特性及应变率效应；张宏伟等[7]采用多种方法对神新能源公司宽沟煤矿巷道锚杆支护方案进行了优化；单仁亮等[8]采用FLAC3D数值模拟研究了大断面厚顶煤回采巷道锚杆索协同支护技术；谭云亮等[9]综合研究了深部开采条件下煤巷帮部失稳诱发冲击地压的机制并相应提出“卸-固”协同控制技术；闫大鹤等[10]多手段研究了沙曲矿近距离高瓦斯条件下半煤岩回采巷道锚杆的合理支护方案；刘宇鹏等[11]针对高地应力条件下的软岩隧道，提出长、短锚杆联合支护技术；冯友良等[12]基于离散元法和RSMBBD，研究了煤巷开挖帮部失稳关键因素，并提出相应控制技术；王波等[13]采用相似模拟，研究了对穿锚索不同加固方式下窄煤柱承压性能，包括承载力、破坏方式以及变形量变化规律等；通过实测、力学结构分析、数值模拟及工程试验，耿继业等[14]研究了地应力和侧压系数对巷道稳定性的影响特征，并提出微梯形断面巷道支护设计方案；孙志勇等[15]研究了大采高开采条件下回采巷道锚杆支护局部冒顶机理。上述研究对认识锚杆索支护机理及技术提供了重要的科学依据和参考，但具体支护方案需根据具体条件具体分析。

鹤煤公司在九矿3204 孤岛工作面上煤巷首次采用煤巷全煤锚网支护[16-18]，但按照原锚索支护设计施工，即顶板锚索“3-0-3”布置，间距1 400 mm，排距1 400 mm 时，3204 上煤巷仍存在支护强度不足、巷道变形量大、支护效果差的现象。为此，采用FLAC3D数值模拟，以3204 下煤巷地质条件为工程背景，对原锚索支护方式进一步优化，优化后的顶板锚索为“4-3-4”布置，间距1 400 mm，排距700 mm。同时将优化后的锚索支护方式在3204 下煤巷实施应用，顶底板移近量明显降低，支护效果良好。优化后的支护参数在鹤煤公司三矿4101 工作面进行推广和使用，亦取得良好支护效果。研究可为鹤壁矿区其他地质条件类似的巷道支护提供重要参考和借鉴。

1 矿井概况

鹤壁九矿地面标高为+155～+200 m，煤层底板标高-515～-590 m，3204 工作面煤层平均厚5.16 m，煤层倾角4°～6°。3204 工作面柱状图与工作面布置如图1。

图1 3204 工作面柱状图与工作面布置Fig.1 Lithological column and layout of 3204 panel

煤层直接顶砂质泥岩平均厚7.36 m；基本顶中粒砂岩平均厚28.75 m；煤层直接底泥岩平均厚度3.76 m，局部直接底为砂质泥岩。基本底中粒砂岩，平均厚19.2 m。煤层顶底板岩层均较为平整，只有局部凹凸不平，顶底板较完整，裂隙不太发育。

3204 工作面煤层距地面垂深为670～760 m。下煤巷沿二1 煤掘进，南起三水平一采区及－530 辅助水平，北部为设计34 采区，西部为3206 工作面采空区，东部为3202 工作面采空区，3204 工作面为“孤岛”工作面。

3204 上煤巷为3204 工作面回采煤巷，沿煤层底板进行掘进，净宽5 440 mm，净高3 200 mm，掘进断面17.4 m2，采用煤巷全煤锚网支护方法，参数如下：顶帮锚杆为φ22 mm×2 400 mm 高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间距700 mm×700 mm；实体煤侧帮锚索为φ22 mm×5 300 mm 锚索，帮锚索单排布置，间排距1 400 mm×1 400 mm；顶部锚索依据过去生产经验选用φ22 mm×8 300 mm 锚索，间距为1 400 mm×1 400 mm。3204 上煤巷支护方案如图2。

图2 3204 上煤巷支护方案Fig.2 3204 panel support design

但该支护设计方案下巷道变形严重，通过矿压观测，记录了其巷道表面位移和顶板离层量。3204表面位移及顶板离层情况如图3。

分别采用“十字量测法”和LBY-2 型顶板离层仪对3204 工作面上煤巷进行观测，取第1 个测点数据发现，从3204 上煤巷掘进开始，巷道顶底板变形量从初始变形量接近于0 开始逐渐增加至第144 d的1 538 mm，两帮变形量则增加至1 990 mm，如图3（a）。同时巷道顶板离层量最大达到300 mm，如图3（b）。有些未设置测点的地段巷道也严重收缩，预计巷道表面位移量均已超过1 m，影响了巷道的正常使用，且U 型棚变锚网支护过度段锚杆、锚索出现拉断现象，可见，现有支护方案合理性不足，需要进行支护方案设计优化。

2 支护参数优化

依据上述现场支护的实际情况，过去的支护参数不合理。同时，由于巷道高度为3.2 m，锚杆长度为2.4 m，煤层厚度平均5.16 m，但局部厚度达到6.8 m，局部顶煤厚度可达3.6 m，锚杆难以保证巷道顶板悬吊在坚硬顶板之上，为此，对支护参数进行优化。

2.1 根据悬吊理论计算锚索间距

为防止煤巷顶板岩层发生垮落，鹤壁九矿通常采用φ22 mm、L＝8 300 mm 的锚索对顶板进行支护，并将锚网整体悬吊在顶板上。在巷道顶板岩层中，在靠近巷道两帮的角锚杆和锚索对顶板岩层共同发挥悬吊作用，因此顶板垮落的最大高度应小于锚索长度。在忽略岩体的黏聚力和内摩擦角的条件下，取垂直方向里的平衡，用式（1）计算锚索间距。

式中：S 为锚索间距，m；B 为巷道的最大垮落宽度，m；H 为巷道的垮落高度，m，一般按照最大垮落高度取值；ρ 为岩体平均密度，kg/m3；L1为锚杆排距，m；F1为锚杆锚固力，kN；F2为锚索极限承载力，kN；θ 为角锚杆与巷道顶板的夹角，（°）；N 为锚索排数。

根据矿井实际情况，分别取值B=6.04 m，H=2.6 m，ρ=2 500 kg/m3，L1=0.7 m，F1=127 kN，F2=400 kN，θ=75°，N=3，计算可得，锚索间距S=5.7 m。

2.2 根据锚索间距与孔深之间关系计算锚索间距

按照经验公式：

为加强锚网索的强度，初步确定顶板锚索的间排距有以下3 种方式，即“3-0-3”支护方式（隔1 排布置3 根，间距1 400 mm，排距1 400 mm），“4-3-4”支护方式（每排都布置，第1 排4 根，第2 排3根，第3 排4 根，以此类推，间距1 400 mm，排距700 mm），“5-4-5”方式（每排都布置，第1 排5 根，第2 排4 根，第3 排5 根，间距700 mm，排距700 mm）。锚索优化支护方案图如图4。

图4 锚索优化支护方案Fig.4 Cable bolts support patterns

3 数值模拟

初步确定的3 种顶板锚索支护方案深入分析，以确定合理的顶板锚索支护方式，为此，采用FLAC3D数值计算软件对支护方案进行数值模拟。

3.1 数值模拟模型和参数及模拟过程

根据3204 下煤巷地质条件，模型尺寸为100 m（长）×100 m（宽）×64 m（高）。在该模型顶部施加678.92 m×0.025 MN/m3=16.97 MPa 的竖直向下压力来模拟未建覆岩岩层。模型底部分别使用横向和纵向约束，两侧分别进行纵向位移约束。数值计算模拟如图5。

图5 数值计算模型Fig.5 Numerical model

数值模拟的准确性与其模型建立的尺寸、网格大小以及本构模型的选择和岩层参数密切相关[19]。为了更加接近实际，本次数值模拟均采用Hoek-Brown 模型[20]，即：

式中：σ1为岩体破坏瞬间的最大主应力；σ3为岩体破坏瞬间的最小主应力；mb为岩体的H-B 常数；s 为反映岩体破碎程度且与岩体特性有关的材料常数，一般取值范围为0～1；a 为表征节理岩体的常数；σci为实验室完整岩石的单轴抗压强度。

式中：mi为岩体的完整性参数；D 为岩体的节理弱化因子，即爆破作用岩体的扰动程度，一般取值范围为0～1；GSI 为地质强度指标，由工程岩体的结构和结构面特征等各类因素而综合确定。

通过RocData 软件得到的参数见表1。

表1 H-B 准则岩体力学参数Table 1 Rock mass parameters of Hoek-Brown criterion

针对3204 下煤巷顶板锚索支护方式进行数值模拟分析。首先掘进3204 下煤巷，3204 下煤巷净宽5 440 mm，净高3 200 mm，之后分别对3204 下煤巷施加原支护方案所采用的顶部锚杆、巷道两帮锚杆和实体煤侧锚索，最后分别在3204 下煤巷施加不同顶板锚索支护方式，求得平衡。

3.2 模拟结果

3.2.1 塑性区分布范围

随着顶板锚索支护密度的不断增大，3204 下煤巷顶板塑性区发育范围不断减小。且塑性区的发育高度也不断减小。塑性区发育范围如图6，塑性区发育高度如图7。

图7 塑性区发育高度Fig.7 Development height of plastic zone

当下煤巷顶板锚索支护方式为“3-0-3”时，塑性区的发育范围较大，塑性区发育高度为9.32 m，发育到直接顶岩层上边界，且下煤巷两肩角出现明显的剪切破坏；当下煤巷顶板锚索支护方式为“4-3-4”时，下煤巷两肩角的剪切破坏及顶板的塑性区发育范围明显减小，且顶板塑性区发育高度也减小了3.68 m，较“3-0-3”顶板锚索支护方式减小了65.25%；当下煤巷顶板锚索支护方式为“5-4-5”时，下煤巷顶板塑性区发育范围最小，塑性区的发育高度仅为1.96 m，塑性区只发育到顶煤，而直接顶岩层则未出现塑性破坏，下煤巷两肩角出现的剪切破坏程度也有了明显改善。

3.2.2 巷道围岩应力分布

随着顶板锚索支护密度的不断增大，3204 下煤巷两帮受到的垂直应力也不断减小，下煤巷两帮最大垂直应力如图8，下煤巷两帮受到的垂直应力云图如图9。

图8 下煤巷两帮最大垂直应力Fig.8 Maximum vertical stress on both sides of the lower roadway

图9 下煤巷垂直应力分布Fig.9 Vertical stress distribution along the lower roadway

当下煤巷顶板锚索支护方式为“3-0-3”时，下煤巷两帮受到的最大垂直应力最大，为2.75 MPa；当下煤巷顶板锚索支护方式为“4-3-4”时，下煤巷两帮受到的最大垂直应力较下煤巷顶板锚索支护方式为“3-0-3”时明显减小，两帮受到的最大垂直应力减小0.36 MPa，减小13%；当顶板锚索支护方式为“5-4-5”时，下煤巷两帮受到的最大垂直应力依然在减小，两帮受到的最大垂直应力较“4-3-4”顶板锚索支护方式减小0.18 MPa、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少0.58 MPa，两帮的最大垂直应力为2.21 MPa。

3.2.3 巷道表面位移情况

随着顶板锚索支护密度的不断增大，3204 下煤巷顶底板移近量不断减小，下煤巷顶底板移近量如图10。

图10 下煤巷顶底板移近量Fig.10 Displacement of roof and floor of lower roadway

当顶板锚索支护方式为“3-0-3”时，下煤巷顶底板移近量最大，顶底板移近量最大值为793.3 mm；当顶板锚索支护方式为“4-3-4”时，下煤巷顶底板移近量较“3-0-3”顶板锚索支护方式时有明显减小，顶底板移近量最大值减小41.9 mm，顶底板移近量最大值减小5.6%；当顶板锚索支护方式为“5-4-5”时，下煤巷顶底板移近量依旧有所减少，顶底板移近量最大值较“4-3-4”顶板锚索支护方式减少21.1 mm、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少63 mm，顶底板移近量最大值为730.3 mm，虽整体移近量最小，但下沉幅度较“4-3-4”顶板锚索支护方式小。

随着顶板锚索支护方式的不断减小，3204 下煤巷两帮移近量不断减小，下煤巷两帮移近量如图11。

图11 下煤巷两帮移近量Fig.11 Two walls displacement of the lower roadway

当顶板锚索支护方式为“3-0-3”时，下煤巷巷道移近量最大，巷道移近量最大值为461.46 mm；当顶板锚索支护方式为“4-3-4”时，下煤巷两帮移近量较“3-0-3”顶板锚索支护方式时有明显减小，两帮移近量最大值减小38.2 mm；当顶板锚索支护方式为“5-4-5”时，下煤巷两帮移近量依旧有所减少，巷道两帮移近量最大值较“4-3-4”顶板锚索支护方式减少14.81 mm、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少53.01 mm，两帮移近量最大值为408.45 mm，虽整体移近量最小，但下沉幅度较“4-3-4”顶板锚索支护方式小。

通过数值模拟对不同顶板锚索支护方式情况下，3204 下煤巷的塑性区发育情况、巷道围岩应力分布和顶板垂直下沉量分析可知，随着顶板锚索支护密度不断增大，下煤巷塑性区的发育范围、塑性区的发育高度和巷道表面位移均减小，且巷道的维护条件也越来越好。因此在考虑现场施工进度和支护成本情况下，顶板锚索支护方式可以优化为“4-3-4”方式，即每排都布置第1 排4 根，第2 排3 根，第3 排4 根，以此类推，间距1 400 mm，排距700 mm，下煤巷优化后的支护断面如图12。

图12 下煤巷支护断面图Fig.12 Cross section diagrams of lower roadway support

将上述优化后的锚索支护方案应用到3204 下煤巷，巷道变形得到良好控制，取得了良好的支护效果，并成功实现了3204 工作面的安全高效回采。3204 下煤巷表面位移和顶板离层量如图13。

图13 3204 下煤巷表面位移及顶板离层情况Fig.13 Surface displacement and roof separation in 3204 lower roadway

4 现场应用

为进一步验证优化后的顶板锚索支护方式是否适用于鹤壁矿区其他同等条件巷道，将上述优化方案在鹤煤三矿4101 工作面上煤巷实施应用，并对4101 工作面上煤巷表面位移和顶板离层量进行观测。从4101 工作面上煤巷掘进开始，每隔50 m 布置1 个监测站，分别采用“十字量测法”和LBY-2 型顶板离层仪对4101 工作面上煤巷进行观测，4101 工作面上煤巷表面位移及顶板离层情况如图14。