大断面巷道变形破坏特征及支护设计应用

2024-03-30石新禹

煤炭与化工 2024年2期

石新禹

（陕西陕煤黄陵矿业有限公司一号煤矿，陕西延安 727307）

0 引言

我国煤炭生产多采用井工开采，巷道总量长约3 万公里，采准巷道和回采巷道占80%以上，因此，巷道支护成为煤炭开采中的一项重要研究内容。近些年来，由于巷道掘进技术更新、工作面综合机械化程度不断提高，大断面巷道随之增多，支护难度相应提升[1]。

国外学者针对大断面巷道支护问题主要从围岩力学参数测试、锚杆支护理论、锚杆施工机具研发、锚杆支护监测仪器等方面展开研究，重点采用高强度、高可靠性锚杆对巷道进行支护[2-3]。国内学者在21 世纪后巷道支护技术的迅速发展基础上，提出了多种锚杆支护理论、动态性系统性锚杆支护方法、高强度树脂锚固锚杆支护系统等支护体系，研发了掘- 支一体化施工装备，顶板离层仪、锚杆（索）测力计等支护监测仪器，极大发展完善了我国大断面巷道支护理论与技术[4-5]。但伴随矿井采掘技术的不断更新，快速掘进下大断面巷道支护仍面临许多难题。本文以黄陵矿业一号煤矿1010 回风平巷为工程背景，采用数值模拟与理论计算相结合的方法，分析大断面巷道变形特征，确定合理的支护方案，为矿井安全高效开采提供保障。

1 概况

黄陵矿业一号煤矿隶属于陕煤集团黄陵矿业集团有限公司，现主要开采2 号煤层，倾角1°～5°，平均厚度2.5 m，具有沥青光泽，条带状、线理状结构，层状、块状构造，结构简单，属于稳定煤层。煤层直接顶主要为粉砂岩和泥岩，平均厚度为6.6 m，基本顶为细粒砂岩、中粒砂岩和砂质泥岩，平均厚度10.8 m。底板为泥岩、细粒砂岩，平均厚度8.0 m。煤岩层柱状图如图1 所示。

图1 煤岩柱状图Fig.1 Coal rock histogram

1010 回风平巷位于十盘区中部，南邻1009 回风顺槽（已掘进到位），北为1011 回风顺槽（未掘进），东接北一进风大巷，西邻六盘区。巷道设计长度3 159.7 m，断面宽度5.2 m，高度3.0 m，面积为15.6 m2。

2 大断面巷道变形破坏特征

2.1 模型建立

为了研究1010 大断面回风巷道变形破坏特征，根据地质资料及煤岩层物理力学参数（表1），利用三维有限差分软件FLAC3D 建立三维数值模型，对巷道围岩的位移场、应力场及破坏场进行数值模拟研究。模型尺寸为：宽X×厚Y×高Z=60 m×5 m×65 m，巷道掘进方向沿Y 轴正方向，采用Mohr-Coulomb 本构模型，打开模型大变形特征，固定模型底部，上部施加覆岩等效载荷，模型侧面限制水平移动，整个模型由53 480 个单元组成，包括60 324 个节点。建立的数值模型如图2 所示。

表1 煤岩物理力学参数Table 1 Physical mechanical parameters of coal rock

图2 数值模型Fig.2 Numerical model

2.2 模拟结果分析

2.2.1 无支护条件下巷道位移分布特征

图3 为回风巷道在无支护条件下围岩位移分布特征云图。由图3 可以看出，巷道围岩受开采扰动作用发生移动变形，顶板处位移变化明显，发生大变形区域较大，位移等值线沿巷道中心线呈对称拱形状分布，最大位移量为0.13 m。巷道两帮处产生较明显变形，最大位移量为0.09 m。巷道底板处发生变形区域较小，且位移值较小，最大位移量为0.05 m。说明无支护条件下，巷道围岩变形特征表现出：顶板＞两帮＞底板，即巷道顶板和两帮是支护的关键部位。

图3 无支护条件下围岩位移分布特征Fig.3 Displacement distribution characteristics of surrounding rock without support

2.2.2 无支护条件下巷道应力分布特征

图4 为回风巷道在无支护条件下围岩垂直应力与剪切应力分布特征云图。由图4（a）可以看出巷道开挖后，原岩应力平衡状态破坏并进行重新分布。以巷道中心线为轴线，覆岩应力分别向巷道两侧煤壁传递转移，巷道的应力集中区域主要集中在巷道顶底板及两帮区域，两帮应力集中深度达6.4 m，最大垂直应力集中值为10.4 MPa。由图4（b）可以看出在巷道肩角和底角处形成剪应力集中区，最大剪应力值为2.4 MPa，即巷道顶底角位置易发生剪切破坏，需增加其抗剪切作用能力。

图4 无支护条件下围岩应力分布特征Fig.4 Stress distribution characteristics of surrounding rock without support

2.2.3 无支护条件下巷道塑性区分布特征

图5 为回风巷道在无支护条件下围岩塑性区分布特征云图。由图5 可以看出，巷道围岩塑性区呈“蝶形”分布，巷道肩角、底角处主要发生剪切破坏，肩角处塑性破坏高度向上延伸至4.4 m，底角处塑性破坏向下延伸深度相对较小，大小为3.5 m。巷道顶底板主要发生拉伸破坏，且顶板塑性破坏的范围较底板大，其塑性破坏高度为3.0 m。

图5 无支护条件下围岩塑性区分布特征Fig.5 Distribution characteristics of plastic zone of surrounding rock without support

3 巷道支护设计

3.1 围岩类别判定

由极限平衡法计算巷道极限平衡深度△和周边位移μ，可得：

式中：R为极限平衡区半径；R0为巷道理论半径，取2.74 m；γH为自重应力，取6.25 MPa；Pi为支护阻力，可以忽略，取0；C为岩石内聚力，取3.1 MPa；φ为岩石内摩擦角，取30°；K1为采动影响系数，取1.6；K2为煤岩体力学参数修正系数，取1/2.5。

可得R=4.6 m，则极限平衡深度△=R-R0=1.86 m。

式中：μ 为巷道周边位移，m；G为剪切模量，取371 MPa。

可得μ=0.351 m。

通过与巷道围岩分类及支护设计参考表比较，其中△=1.86 m＞1.5 m，μ=351 mm＞300 mm，则1010 回风巷道围岩属于III1类。

3.2 支护参数设计

根据支护设计参考表，III1类围岩推荐锚网梁+锚索组合支护方式，结合数值分析结果，选取左旋螺纹钢锚杆＋金属网+金属梁＋锚索支护方式。

3.2.1 锚杆设计参数

（1）锚杆长度L。

锚杆长度根据式（3）计算：

式中：L1为锚杆锚固段长度，取0.6 m；△为极限平衡区深入围岩深度，1.86 m；L3为锚杆外露长度，取0.1 m。

可得锚杆长度L=2.46 m，取2.5 m。

（2）锚杆直径D。

式中：T为锚杆拉拔力，40 ～100 kN；[σ]为杆体材料的许用强度，取340 MPa。

可得锚杆直径D=12 ～20 mm，取20 mm。

（3）锚杆间排距ɑ、b。

式中：S为单个锚杆支护面积，m2；qd为需支护加固最大荷载密度，取165 kN/m2。

可得S=0.448 9 m，则锚杆间排距a×b=0.6 m×0.8 m。

（4）锚固长度L2。

式中：P为锚杆载荷，取100 kN；dy为钻孔直径，取28 mm；πy为锚固剂与煤体的黏结强度，取1 MPa。

可得锚固长度L2=1.13 m，取1.2 m。

由数值计算分析可知，巷道顶板塑性破坏范围为3.0 ～4.4 m，锚杆难以有效支护，需增加锚索保证巷道稳定性。

3.2.2 锚索设计参数

（1）锚索长度X。

式中：X1为锚索外露长度，取0.3 m；X2为围岩塑性破坏深度，取4.4 m；X3为锚索的锚固长度，取1.8 m。

可得锚索长度X=6.5 m。

（2）锚索排距M。

式中：n为每排锚索个数，取2 ～3；Y1为锚索的屈服载荷，取221.5 kN；B为巷道宽度，取5.2 m；γ 为煤或岩石的体积质量，取13 kN/m3；φ为内摩擦角，取30°。

可得锚索排距M=0.8 m。

综合以上计算研究，选取锚杆材质为20 Mnsi的左旋无纵筋螺纹钢，选用7 股5 mm 高强度刚绞线为锚索，配用10 号铁丝加工的50 mm×50 mm的菱形金属网，以及钢筋直径14 mm 的托梁。

3.3 支护后巷道稳定性分析

3.3.1 支护后巷道位移特征

由图6 可以看出，回风巷道支护后，巷道顶板最大位移值为0.037 m，顶板下沉趋势明显减小，巷道位移变形区域均集中在永久支护控制范围内，因此可推断，锚杆（索）支护有效控制了围岩移动变形。巷道两帮位移减小0.05 m，底板位移减小0.03 m，推测锚杆支护增加了煤帮强度，帮部变形量明显得到有效控制，且由于实施锚杆支护，应力集中区域逐渐向煤帮深部转移，浅部围岩得到有效控制，削弱了巷道底板受煤帮变形产生的挤压应力，减小了巷道底鼓量。

图6 支护后围岩位移分布特征Fig.6 Displacement distribution characteristics of surrounding rock after support

3.3.2 支护后巷道应力特征

由图7（a）可以看出，巷道支护后，顶底板垂直应力释放区范围明显减小，两帮垂直应力集中区向煤壁靠近，最大垂直应力值增至15.9 MPa，其由于支护后巷道顶板应力拱跨度减小，拱脚向煤壁靠近，同时应力拱承载载荷增加，使应力集中区的集中应力值增加。图7（b）可以看出，在巷道肩角与底角处形成的剪应力集中区范围减小，在锚杆支护作用下剪应力值较支护前有所增加，即该区域岩体抗剪切能力增强。