不同顶板锚索支护方式下4004下煤巷围岩稳定性分析

不同顶板锚索支护方式下4004下煤巷围岩稳定性分析

地下开采是中国自然资源的主要开采方式。每年新增矿山隧道约1.2万米。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1巷道围岩发育情况鹤壁九矿地面标高为+155～+200m，煤层底板标高-515～-590m,3204工作面煤层平均厚5.16m，煤层倾角4°～6°。3204工作面柱状图与工作面布置如图1。煤层直接顶砂质泥岩平均厚7.36m；基本顶中粒砂岩平均厚28.75m；煤层直接底泥岩平均厚度3.76m，局部直接底为砂质泥岩。基本底中粒砂岩，平均厚19.2m。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670～760m。下煤巷沿二3204上煤巷为3204工作面回采煤巷，沿煤层底板进行掘进，净宽5440mm，净高3200mm，掘进断面17.4m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144d的1538mm，两帮变形量则增加至1990mm，如图3(a）。同时巷道顶板离层量最大达到300mm，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1m，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巷道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3.2m，锚杆长度为2.4m，煤层厚度平均5.16m，但局部厚度达到6.8m，局部顶煤厚度可达3.6m，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锚索间距的确定为防止煤巷顶板岩层发生垮落，鹤壁九矿通常采用准22mm、L=8300mm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/m根据矿井实际情况，分别取值B=6.04m,H=2.6m，ρ=2500kg/m2.2锚索的间排距按照经验公式：式中：S为锚索间距，m;L为锚索孔深，m。根据矿井实际情况，取L为8m，得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1400mm，排距1400mm），“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1400mm，排距700mm），“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700mm，排距700mm）。锚索优化支护方案图如图4。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FLAC3.1数值模拟模型建立的难点根据3204下煤巷地质条件，模型尺寸为100m（长）×100m（宽）×64m（高）。在该模型顶部施加678.92m×0.025MN/m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式中：σ式中：m通过RocData软件得到的参数见表1。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5440mm，净高3200mm，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煤巷顶板锚索支护方式现状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。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9.32m，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3.68m，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1.96m，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。3.2.2两种支护方式下煤巷两帮垂直应力比较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。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2.75MPa；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0.36MPa，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0.18MPa、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少0.58MPa，两帮的最大垂直应力为2.21MPa。3.2.3巷道两帮移近量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。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793.3mm；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41.9mm，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21.1mm、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少63mm，顶底板移近量最大值为730.3mm，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。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461.46mm；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38.2mm；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14.81mm、较“3-0-3”顶板锚索支护方式减少53.01mm，两帮移近量最大值为408.45mm，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1400mm，排距700mm，下煤巷优化后的支护断面如图12。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。4巷道围岩离层观测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50m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。根据4101工作面上煤巷巷道表面位移的观测结果可知，当顶板锚索支护方案为“4-3-4”时，4101工作面上煤巷的顶底板移近量最终稳定在129mm左右，而两帮移近量则稳定在140mm左右，巷道表面位移满足矿井生产许可要求，顶底板及两帮移近量较“3-0-3”支护方案明显减小，取得良好支护效果。根据对4101工作面上煤巷的顶板离层监测可知，在“4-3-4”支护方案下，巷道顶板离层在经过一段时间后稳定在20mm左右，相较于“3-0-3”支护方案下顶板离层量300mm明显减小。综合对4101工作面上煤巷的巷道表面位移和顶板离层量监测，“4-3-4”支护方案可以取得更好的支护效果。5支护方式优化结果1）利用悬吊理论和锚索间距与孔深之间关系确定3204下煤巷的3种初始顶板锚索支护方式，即“3-0-3”方式、“4-3-4”方式和“