大断面托顶煤巷道支护参数优化研究

张日林，王家臣，朱建明

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083；2.山西潞安环能股份公司王庄煤矿，山西 长治 0460312；3.北方工业大学建筑工程学院，北京 100141)

我国厚煤层多年来一直采用分层和放顶煤开采方法，其中分层开采效率低，而放顶煤开采存在资源回收率低。上述开采方法对易自燃煤层、高瓦斯矿井存在瓦斯爆炸等不安全隐患，因此近年来在晋城、神东、邢台、淮南、宁夏等地，相继对5～7m煤层采用一次采全高开采工艺[1-5]。该工艺一般需要布置宽5～6m、高为4～5m的特大断面巷道。目前实施的一次采全高矿井其巷道断面，一般均达到40m2，甚至更大。此类巷道的主要特点是巷道顶板一般留有2～3m的煤层。因此，随断面面积的增大，其支护难度也显著增加，特别是在煤体比较破碎或者软岩的条件下，大断面托顶煤巷道支护问题尤为突出[6]。上述情况，对巷道的支护措施提出了更高的要求，而支护参数的不断优化设计，则是实现巷道最终支护参数的关键[7]。

在潞安集团王庄煤矿，其7105工作面运输巷道采用5.5m×4.5m大断面巷道布置，沿底掘进，形成了大断面托顶煤巷道。由于该特大断面托顶煤巷道跨度大，一旦巷道开挖，顶煤极易离层、冒落，从而影响巷道的整体稳定性。针对上述情况，文中结合王庄煤矿生产地质条件，采用比选与数值模拟相结合的方法，对回采工作面运输巷道的支护参数进行优化选择，找出合适的支护参数，为该矿的支护设计提供理论基础。

1 王庄煤矿地质概况

王庄煤矿为潞安矿区大型生产矿井之一，矿井采用主斜结合的盘区石门、上下山开拓方式。井田内共有6个可采煤层，分别为3#、9#、10#、13#、15#-1、15#-3，总厚度为12.2m。其中，3#煤层为主采煤层，平均厚度6.5m，倾角2°～6°。煤层赋存稳定，地质构造简单。煤层中一般含夹矸3～5层，节理发育。直接顶为砂质泥岩、泥岩，老顶为砂岩、中砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩、砂岩。

2 支护参数选择

2.1 数值计算模型

根据王庄煤矿7105运输巷道的生产地质条件，建立有限元数值模型，如图1所示。模拟范围长×高×宽为65m×44.5m×5m，模型中煤层、直接顶、直接底进行细化处理。边界条件：模型顶面(z=44.5m)边界施加压力使其等同于上覆岩层的重量，底面(z=0m)是固定铰支座，垂直方向约束，x=0m、x=5m、y=0m和y=5m面施加水平方向位移约束。单元划分：采用brick初始网格，26000个网格，32322个结点[8-9]。

图1 数值模拟模型

2.2 锚杆直径

根据文献[10]中的锚杆直径与围岩位移量的关系可知，随着锚杆直径的增大，锚杆控制巷道围岩变形的效果明显加强，无论是巷道顶板下沉量还是两帮内移量都显著减小。同时，考虑到锚杆直径与钻孔孔径的合理匹配，锚孔与锚杆直径相差6～8mm，锚固效果最佳，4～10mm才能保证锚固效果[11-16]。

而在我国，煤矿普遍使用的锚孔直径为28mm，适用的锚杆直径为18～24mm。考虑施工机具因素，确定顶板锚杆直径为22mm、两帮锚杆直径为20mm，能满足高锚固力、节约材料、施工方便的要求。

2.3 锚杆直径

2.3.1 顶锚杆长度

在计算7105运输巷道的顶锚杆长度时，固定巷道两帮锚杆的直径为20mm、长度为2400mm，巷道顶部锚杆的直径为22mm，巷道顶、帮锚杆支护间排距都为850mm×900mm，通过改变顶锚杆长度，确定顶板锚杆长度合理的值。不同顶锚杆长度下7105运输巷道的变形量，如图2所示。

图2 顶锚杆长度对7105运输巷道顶板围岩变形的影响

由图2可知，顶锚杆长度由2000mm增加到2400mm时，7105运巷顶板下沉量迅速减小，由279mm减小到211mm，减小了24.2％；由2400mm增加到2600mm时，顶板下沉量仅减小了10mm。因此，为了减小锚杆支护成本，考虑施工方便，从而提高施工速度，顶锚杆长度选用2400mm。

2.3.2 帮锚杆长度

在计算7105运输巷道的帮锚杆长度时，固定顶锚杆直径为22 mm、长度为2400mm，帮锚杆直径为20mm，顶、帮锚杆支护间排距都为850mm×900mm，通过改变帮锚杆长度，确定两帮锚杆长度合理的值。不同帮锚杆长度下7105运输巷道的变形量，如图3所示。

图3 帮锚杆长度对7105运巷两帮围岩变形的影响

由图3可知，锚杆长度由2000mm增加到2400mm 时，两帮移近量由627mm减小到505mm，减小了 19.5％；由2400mm增加到2600mm时,两帮移近量减小了16mm。因此，帮锚杆长度选用2400mm。

2.4 锚杆排距

根据上述分别对锚杆直径及锚杆长度的数值模拟研究可知，顶锚杆直径为22mm、帮锚杆直径为20mm，顶、帮锚杆长度均为2400mm。并在此基础上，设定锚杆间距850mm。为了对锚杆排拒进行数值模拟，假定锚杆的排距分别为：700mm、900mm、1000mm和1200 mm。图4所示的为不同排距下7105运输巷道的变形量。

图4 排距对7105运巷围岩变形的影响

由图4可知，随着锚杆排距的增大，围岩变形量增大，锚杆排距从700mm增大到1200mm，顶板下沉了61mm。因此，从安全和节约成本的角度考虑，7105运输巷道的锚杆排距确定为900 mm。

2.5 锚杆间距

根据上述支护参数优化可知，顶锚杆直径为22mm、帮锚杆直径为20mm，顶、帮锚杆长度均为2400mm，锚杆排距900mm。为了对锚杆间距进行研究，假定锚杆间距为：700mm、850mm、1000mm 和1200mm。图5所示的为不同间距下7105运输巷道变形量。

图5 间距对7105运巷围岩变形的影响

由图5可知，锚杆间距从700mm 增大到1000mm，顶板下沉量增加了18mm；而从1000mm 增大到1200mm，顶板下沉量增加了36mm。因此，从安全和节约成本的角度考虑，7105运巷顶锚杆间距确定为850mm，帮锚杆间距确定为1000mm。

2.6 锚索支护

由于7105运输巷道的锚杆长度为2400mm，巷道顶煤厚度1800mm，下部不稳定煤层将不能有效地锚固到上部稳定岩层中，同时该巷道断面较大。因此，在7105运输巷道中采用小孔径预应力锚索进行加强支护，扩大锚杆支护范围，充分发挥锚杆支护经济、快速、安全可靠的优越性。

锚索采用直径Φ18.9mm钢绞线，采用在每2排锚杆打3根锚索的布置方案，即锚索间距为1400mm，排距为1800mm。

3 支护参数优化

经过以上采用FLAC3D数值模拟软件分析可知，最终确定7105工作面运输巷道的支护参数为：

顶锚杆间距为850mm；帮锚杆间距为1000mm；顶锚杆直径为22mm；帮锚杆直径为20mm；顶、帮锚杆长度均为2400mm，锚杆排距900mm；锚索直径为Φ18.9mm的钢绞线，间距为1400mm，排距为1800mm。

4 支护效果观测

为研究大断面托顶煤巷道的支护效果及巷道围岩活动规律，对大断面托顶煤巷道进行了围岩表面位移、深部位移跟踪监测。

图6所示为巷道表面位移监测图。由图6可以看出，巷道开挖后，表面位移监测曲线快速上升，持续时间10d左右，顶底板平均移近速度为3.7mm/d，两帮平均移近速度为4.9mm/d。这是由于巷道开挖后，围岩的应力状态迅速由三向变为二向，深部岩体中积聚的大量弹性能量突然释放，承载能力下降，在上覆岩层压力作用下，围岩表面裂隙不断扩展，并且不断向围岩深部延伸，形成一定范围的破碎区，岩体破碎后，体积膨胀，巷道表面位移快速增长。

图6 表面位移监测曲线

图7 深部位移监测曲线

图7所示为巷道深部位移监测图。由图7可以看出，顶板向巷道方向移动的范围为5m；在5m以外测得围岩向巷道最大移近量3mm，一般0～2mm；深部围岩基本稳定，在巷道表面0～2m的锚固区内，围岩最大位移为18 mm；锚杆承受较大的拉力，但锚固区最大位移远小于锚杆极限应变值。顶板深度2～3m间围岩运动剧烈，最大值为16mm；顶板深度4～5m围岩运动差距最大，最大值为20mm，远小于锚索的极限应变值，顶板比较安全。

5 结论

通过对大断面托顶煤巷道的支护参数进行优化研究，其主要结论有：

1) 通过分析不同直径、长度、间排距锚杆支护作用下围岩控制效果，研究确定7105工作面运输巷道支护方案和支护参数；

2) 通过对7105工作面运输巷道围岩表面位移、深部位移等的跟踪监测，其监测结果表明，该支护方案有效地控制了运输巷道围岩变形。

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