2018年第43卷第4期
Vol. 43 No.4
doi:10.3969/j.issn.l672-9943.2018.04.022
能源技术与管理
Energy Technology and Management
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糸彳地质力耆备件的卷遭鴒@参叙与支护致票研究
高翔
(阳煤集团蒲县天煜新星煤业有限公司，山西临汾041207)
[摘要]针对某矿首次采用综放工艺回采中厚煤层、回采巷道沿煤层底板布置的生产情况，
提出基于地质力学条件的数值计算方法，并用该方法对巷道锚固参数与支护效果
进行数值计算，验证支护效果，确定回采巷道的最优支护方案和超前支护范围，巷 道顶底板移近量均大幅减少，巷道稳定性好；当回采巷道受采动影响时，在工作面 煤壁前方20 m的范围内，采取单体支柱或补打锚索等强化措施，取得较好效果。
[关键词]回采巷道;锚网支护;数值模拟
[中图分类号]TD353+.9 [文献标识码]B [文章编号]1672-9943(2018)04\"053\"03
地质力学条件的数值计算方法，该方法的基本思 路是巷道支护设计不是一次完成的，而是一个动 态过程；设计过程中应尽可能收集各个环节的有 用信息并加以利用[2]。
基于地质力学条件的数值计算巷道支护设计 方法，按时间先后顺序可分为5个方面的内容:待 支护点现场调查并作出可靠的力学评估—以数值 模拟为主的初始设计^井下专项监测—日常监 测—信息反馈和修正设计。具体而言，待支护点现 场调查应进行岩体试样收集和力学参数测试，借 助钻孔窥视等手段掌握岩层结构，为支护方案选 择提供依据。地质力学评估内容包括巷道围岩的 岩性和强度、地质构造和围岩结构、地应力、环境 影响、粘结强度和已有巷道支护情况等[3]。合理科学的支护方案应采取工程类比、理论 计算和数值模拟验证相结合的综合设计方法作 出,初步支护方案提出后，应在井下试验地点实施 并进行专项、日常等监测，然后根据监测反馈数据 信息，修正初始方案，以确保矿井安全生产[4]。
某工作面回采巷道为矩形断面，掘进断面尺 寸为(宽x高)3 500 mm x 2 600 mm，沿3#煤底板 布置，属全煤巷道。由于3#煤层厚度大于巷道高 度,故巷道直接顶板为强度较弱的煤层。综合分析 确定该巷道属于m类中等稳定围岩巷道，建议的 基本支护方式为锚杆+锚索+金属网+钢筋托 梁联合支护。
该巷道主要锚固参数和锚固长度如表1所 示，支护布置断面如图1所示。
0引言
锚网支护是一种利用金属网、锚杆、锚固剂、
托板及紧固螺母等其他构件相互协调作用的综合 支护方式。通过合理布置锚杆间排距、长度、预应 力等参数形成的锚网支护是一种对围岩的“主动” 支护形式[1]。随着采煤工艺及支护技术的不断革 新，我国目前大部分的井下巷道均采用锚网支护， 特殊地质条件下配合喷浆，进一步提高支护强度。 科学合理地锚网支护形式与参数，不仅可以维护 井下工作空间的安全，促进煤炭生产企业向安全 髙产高效发展，而且可以减少巷道二次返修工作 量和费用,节约支护成本，提髙企业效益。
某矿自建矿以来，工作面回采巷道一直采用 传统的棚式支护(木棚、钢棚支护然而，棚式支护 因支护体与岩壁之间存在空隙而使得初撑力较 弱,只有当被支护岩体发生一定变形后，才能发挥 支护结构的“被动”支护作用。而且棚式支护因工 序复杂而造成工效降低、工人劳动强度大、作业速 度慢，掘进工程量往往无法满足回采要求,不利于 实现矿井高产髙效。随着技术的不断革新,该矿选
用综放工艺回采平均厚度为6.1 m、平均埋深约 200 m的3#煤层,工作面回采巷道均沿3#煤层底 板布置，因此,有必要对其巷道的支护技术方案及 支护效果开展研究。
1基于地质力学条件初始支护方案研究
英国、澳大利亚等国的采煤技术发展较快，在 生产实践中结合人工智能逐步使用并完善了基于
2018年8月
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高翔基于地质力学条件的巷道锚固参数与支护效果研究
表1
巷道主要锚固参数和锚固长度
Aug” 2018
回采巷道杆体材质
直径/rr
顶板册 螺纹钢22顶板锚索 钢绞线17.8巷帮采帮 玻璃钢22锚杆 非采帮
螺纹钢
22
锚索
V
，俯
(X3QjQ〇
aImm
s7
1600
950^^35°\"
0
0t
lrC9fSlva
图支护布置断面图
2数值模型建立及支护效果分析
数值计算模型选用FLAC3D软件建立,先模拟
开挖对巷道围岩稳定性的影响，再模拟工作面回 采对巷道围岩稳定性的影响，验证初步支护方案 是否满足安全要求。所建立数值计算模型中的煤 岩层均为长方体单元网格，支护构件销杆(索)均
为杆单元网格，模型四周及底部固定，模型上部根 据覆岩重力施加载荷。回采巷道数值模型建好后, 先进行初始平衡计算，初始平衡后按照巷道所在 层位及尺寸分步开挖，开挖后即按照表1中的巷 道主要锚固参数和锚固长度进行支护。开挖及支 护计算平衡后,模拟工作面采动对巷道围岩稳定性 的影响，整个数值计算过程按适当时步监测并记录 巷道顶底板及两帮围岩移动变形情况[5]。2.1掘进对巷道围岩稳定性计算与分析
回采巷道掘进完成并按照初始支护方案支护 后围岩的变形破坏塑性区分布、垂直应力、垂直与 水平位移情况分别如图2所示。分析图2(a)可知， 巷道围岩变形破坏塑性区呈对称分布，巷道两帮 和顶板两肩角位置均有0.5 m范围发生塑性破 坏，顶板中部围岩依然保持完整状态。分析图2(b) 可知，巷道顶板锚固支护范围和底板中部为应力 降低区，垂直应力为原岩应力5.98 MPa的20%~ 60%;巷道两帮的垂直应力分布形式基本相同，靠 顶底板附近应力升高较大，最大值达8.53 MPa，为 原岩应力5.98 MPa的1.43倍。分析图2(c)、图2(d) 可知，回采巷道顶底板之间移近量为20.51 mm，两 帮之间的移近量为23.68 mm,锚索受力182 kN,
长度/mm锚固药卷使用情况24001 支 K2335，l 支 Z23607 3001 支 K2335,2 支 Z23602 2001 支 K2335,l 支 Z23602 200
1 支 K2335，l 支 Z2360
达到其材料破断载荷360 kN的50.6%。通过对上 述数据的综合分析可知，掘进不会对巷道围岩的
稳定性产生较大影响，初始支护方案可保证工作 面回采前巷道围岩处于持续稳定可控状态。
(a)围岩塑性区分布
0))围岩垂直应力云图
(d)围岩水平位移云图图2掘进影响下巷道围岩变形及应力分布模拟结果
2.2回采对围岩稳定性计算与分析
回采巷道顶底板、两帮之间的围岩移近量和 锚固(索)锚固范围顶板离层量随工作面回采推进
过程的变化情况如表2所示；回采巷道围岩变形 破坏随工作面回采推进过程的变化情况如图3所
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示；回采巷道顶底板之间的移近量随工作面回采 推进过程的变化曲线如图4所示；回采巷道两帮 之间的移近量随工作面回采推进过程的变化曲线 如图5所示。
表2
回采对巷道围岩稳定性影响计算结果
煤壁距 顶板顶底板
两帮册锚索总离
测点距离下层量移近量移近量
离层量离层量层量/m/mm/mm/mm/mm/mm/mm
100-30.52-35.2627.748-22.61-20.14 -42.7590- 30.82-35.66
28.048
-23.61-20.24 -43.8580-30.9-35.93628.096-23.8-20.45 -44.2570-30.62
-35.96
28.094
-23.21-19.84 -43.0560-30.94-35.84428.128-22.5-19.06 -41.5650-30.95-35.25828.203-22.07-18.5-40.57
40-31.09-35.31728.343-22.54-18.86-41A
30-32.75- 39.0128.619-25.12-21.31
-46.43
20-38.59-48.6829.34- 30.87-27.05 -57.9210-48.67-62.5631.94-40.93-37.74 -78.670
-67.01
-74.606
49.73
- 59-
-56.62 -116.51
(a)超前15
(b)超前5 m
图3回采巷道围岩变形破坏随工作面回采推进
过程的变化情况
100 90 80 70 60 50 40 30 20 10
0
工作面煤壁至测点距离/m
图4回采巷道顶底板移近量随工作面回采推进
过程的变化曲线
图5回采巷道两帮移近量随工作面回采推进
过程的变化曲线
分析图3中巷道围岩的塑性破坏范围可知， 当工作面煤壁距测点15 m时，巷道围岩变形破坏 范围急剧增大，由稳定状态向不稳定状态转变。分
析图4、5中顶底板、两帮之间的围岩移近量曲线 可知，当工作面煤壁距测点为30 m时，顶底板、两 帮之间的围岩移近量在掘进影响基础上开始增 加;当工作面煤壁距测点为20 m时,顶底板、两帮 之间的围岩移近量急剧增大。因此,在工作面煤壁 前方20 m范围应采取支设单体支柱或补打锚索 等超前强化支护措施，以保证采动影响下采场人 员和设备安全[6]。
3结语
通过建立FLAC3D数值模型并计算得出，当回
采巷道仅受掘进影响时，其顶底板之间的移近量 最大为20.51mm，两帮之间的最大移近量为 23.68 mm，巷道稳定性较好。当回采巷道受采动影
响时，其顶底板和两帮之间的最大移近量均较大。 为保证回采期间采场人员和设备安全，确定在工 作面煤壁前方20 m范围采取支设单体支柱或补 打铺索等超前强化支护的措施。
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[作者简介]
高翔(1981-),男，工程师,毕业于太原科技大学，主要
从事生产组织及技术管理工作。[收稿曰期:2018-01-22]
