高应力大断面煤巷锚杆索桁架系统试验研究

严 红，何富连，徐腾飞，蒋红军，高 升

（中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京 100083）

1 引 言

近十年来，随着我国经济建设的飞速发展，煤炭资源开采量呈逐年大幅递增趋势。数据统计显示，2011年我国煤炭产量已达 35.2亿 t，较 2001年煤炭产量增长317.1%。一方面，原煤炭工业部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类》中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类稳定和中等稳定回采巷道开掘量逐年减少，而Ⅳ、Ⅴ类复杂困难巷道数量及其控制难度呈现快速上升态势，煤巷冒顶事故不断[1－2]。另一方面，锚杆索支护凭借其支护速度快、劳动强度低、运输方便等优势成为回采巷道首选的支护形式，应用范围越来越广[3]。但是，对于复杂困难煤巷而言，如高应力大断面复合顶板煤巷，采用常规加大锚杆（索）支护密度或直径等方法难以起到有效作用，亟需研究和试验新型支护系统控制巷道围岩大变形或顶板离层，避免类似困难煤巷顶板冒顶事故的发生。

国内外学者对具有高应力、大断面、复合顶板特征的复杂煤（岩）层巷道稳定性分析和控制技术方面开展了大量研究。冯夏庭等[4]提出综合集成智能分析与动态优化设计方法研究地下高应力硐室工程稳定性。方新秋等[5]针对孔庄矿深部高应力典型软岩巷道变形特征，提出锚网索喷与锚注联合支护技术。高峰等[6]分析了复合顶板巷道破坏特征及锚杆索主动支护作用。岳中文等[7]结合室内相似模拟实验结果，分析了锚杆索支护下大断面复合顶板煤巷变形特征。张农等[8]研究了巷道复合顶板中软弱夹层位置对锚杆索支护影响，并提出围岩预应力强化控制对策。

上述研究成果对于我国高应力大断面巷道安全高效支护起到积极作用，并已在部分巷道成功推广应用。本文在前人研究的基础上，结合典型复杂困难煤巷地质生产条件，分析了高应力大断面复合顶板煤巷变形破坏特征，研究了锚杆索桁架控制系统，分析了系统支护结构、设计思路及控制原理等，并在现场开展了工业性试验。

2 工程概括

峰峰集团新三矿置换煤巷布置于孤岛煤柱中，主要用于废矸充填，巷道埋深390 m，矩形断面(长×宽)为4.5 m×4.5 m，其支护难度主要表现为：①布置于高支承应力孤岛煤柱中；②位于吝家沟向斜轴部；③巷道开掘断面大；④煤层松软，强度低；⑤顶板为刚强度差异较大的复合岩层。巷道开掘初采用普通锚杆索支护时，顶板最大下沉量为 1.2 m，两帮移近量 2.2 m，顶帮角锚杆托盘普遍脱落，部分锚索拉断，如图1所示，

图1 破坏的锚杆托盘和锚索Fig.1 Broken bolt pallet and cable

现场调研与置换煤巷相邻的两条巷道（南正巷和废钢巷）支护过程中异常矿压显现得出，①巷道在掘进和服务期间，变形量较大，两条巷道均经过多次整修，但围岩变形发展趋势仍不稳定；②承受应力高。两条巷道在掘进和维护期间变形持续发展，并间隔出现“煤炮”声。总体而言，该区域煤巷支护稳定性主要受高应力作用、复合岩层顶板性质及巷道大断面因素综合影响。

置换煤巷煤岩层柱状图如图2所示。伪顶为炭质泥岩，平均厚度为 0.3 m，层理明显。直接顶为细砂岩，平均厚度 2.3 m，层理明显，有裂隙含云母。直接顶以上岩层依次为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩，平均厚为1.0、2.0 m和5.8 m，是典型复合顶板。顶板裂隙较发育，完整性差，岩层刚强度差异大，巷道掘进支护过程中易出现较大顶板离层和围岩大变形。

图2 煤岩层柱状图Fig.2 Histogram of coal seam and strata

3 高应力复合顶板煤巷变形特征

3.1 试验置换煤巷应力分布特征

褶曲形成的构造应力以及采空区的残余支承应力对试验巷道支护稳定性产生重要影响。由于试验置换煤巷两侧采空区沿褶曲轴部不对称分布，导致褶曲构造区孤岛煤柱垂直应力成不对称的马鞍状分布，如图3所示，利用三维差分软件FLAC3D模拟褶曲处煤柱应力分布特征，得出置换煤巷水平应力和垂直应力分别为23.75 MPa和12.35 MPa，侧压系数为1.92，构造区域高水平应力对巷道顶板离层和围岩变形影响显著。

图3 褶曲孤岛煤柱支承应力分布Fig.3 Abutment stress distribution in isolated coal pillar with folds

3.2 高应力复合顶板煤巷变形特征研究

在高应力作用下，结合置换煤巷顶板煤岩层物理力学参数，在巷道高度L不变的情况下，L均取4.5 m，随巷道跨度D增大，D分别取3.5、4.5、5.5、6.5 m时模拟巷道围岩塑性区分布及位移变形特征，如图4、5所示，图例由上至下依次为无、剪切屈服及恢复区、剪切屈服及剪切，张拉恢复区、剪切恢复区。

图4 不同宽度时巷道围岩塑性区分布Fig.4 Plastic zone distribution of roadway with different widths of rectangalar cross-section

图5 不同宽度时巷道围岩变形量Fig.5 Roadway surrounding rock deformation with different widths of cross-section

由图4、5可见，（1）随断面的增加（3.5～6.5 m），高应力复合顶板巷道塑性区范围不断向围岩深部扩展，采用普通锚杆索支护时，形成的预应力带厚度和影响范围小，难以抵抗巷道围岩的整体变形；（2）复合顶板浅部岩层受拉应力和剪应力叠合作用影响较大，并随断面增加，叠合应力破坏范围持续增加。对于高应力复合顶板大断面煤巷而言，顶板控制尤为关键；（3）随断面增大，巷道围岩整体变形量也快速增加，其中顶板、两帮移近量大，D=3.5 m时分别为163.72 mm和331.26 mm；D=6.5 m时分别达到354.93 mm和698.13 mm。从变形增加幅度而言，顶板最大，两帮其次，底板最小。因此，从巷道围岩变形角度而言，锚杆索支护过程中支护系统刚、强度不够或采用多次支护均会隐性扩大巷道塑性区及开掘宽度，不利于巷道支护稳定。

对于高应力大断面复合顶板煤巷，控制的关键是顶板，顶板维护不当，不仅导致离层或下沉量大，易诱发冒顶事故；而且加快了两帮塑性区扩展速度和范围，进而导致巷道围岩的整体变形破坏。

4 锚杆索桁架控制系统

结合上述分析得出的高应力大断面复合顶板煤巷变形特征以及对大断面隧道、大跨度桥梁及地面大跨空间结构的研究结果[9]，提出以“索-拱”支护结构为核心的锚杆索桁架控制系统。

4.1 基本结构及设计思路

锚杆索桁架控制系统，如图6所示。它主要由大直径锚索、专用联接器、钢筋梯子梁和高强锚杆组成，巷道开掘后，将单排2根大直径锚索（19丝φ15.24或φ17.8 mm）沿某一角度伸入顶、帮角深部稳定岩层中。锚索桁架起关键支撑作用，保障大断面复合顶板岩层“大结构”稳定性，利用钢筋梯子梁串接的高强锚杆与顶板浅部围岩形成支护拱结构，共同组成顶板“索-拱”支护结构。

图6 顶板锚杆索桁架支护结构图Fig.6 Supporting structure with roof bolt and cable truss

锚杆索桁架控制系统不同于传统锚杆索支护系统设计，对支护系统中各参数选择要求也较高，图7为其中锚杆索桁架系统合理参数设计流程。

图7 锚杆索桁架系统设计流程图Fig.7 Design process diagram of the supporting system

4.2 支护原理

锚杆索桁架系统对高应力大断面复合顶板巷道围岩控制，主要通过高强锚杆和锚索桁架共同作用完成。在高强锚杆安装结束后，高预应力作用下刚性结构梁形成的拱式结构，能够形成一定刚强度的浅部承载层，大幅降低顶板浅部岩层的离层和下沉。高强锚索保障深部岩层结构的稳定，“索-拱”体系较单一的索或拱式结构而言具有更大的刚度，不易发生整体失稳，且索与拱式结构有利于协同减弱高应力下非均匀荷载影响[10]。

锚杆索桁架支护的原理可以通过支护系统安装后顶板围岩随支护时间变形图进行分析，如图8所示，此处将顶板无支护、传统锚杆索支护与锚杆索桁架支护进行对比研究，具体分析如下。

（1）顶板无支护顶板变形量与支护时间关系如图8(a)中曲线1所示，0～t0段为巷道顶板围岩自稳阶段，巷道开掘后，顶板围岩由三向受压状态转为双向受压，顶板岩层刚强度差异较大，岩层间表现为离层，顶板围岩整体出现一定下沉，但岩层间粘结力作用使得顶板结构暂时未出现破坏；t0～t1段，由于巷道断面大，顶板围岩承受应力高，随开掘时间增加，顶板围岩结构出现破坏，顶板变形速率增大，顶板出现较大下沉量；t1～t2段，顶板变形量继续发展，当变形量超过顶板围岩极限变形量时，顶板变形速率呈倍数增大，并在较短时间内超越顶板自稳极限值，顶板发生冒顶灾害事故。

（2）传统锚杆支护顶板变形量与支护时间关系，如图8(a)中曲线2所示，0～t3段，巷道开掘后，顶板在岩层间形成的自稳结构和锚杆支护形成的厚层拱形结构共同作用下，顶板出现一定的变形，但变形量不大，且由于高应力作用下大断面顶板中部区域拉应力随时间快速增大，顶板深部岩层间出现较大离层，浅部锚杆支护形成的拱形加固层整体出现下沉，此时出现两种变形类型，如图 8(a)中曲线3、4所示，其中曲线3为顶板岩层刚强度差异较大或由软弱岩层组成，顶板变形速率加快，当超过顶板围岩结构承载极限时，顶板出现大面积的破坏和垮冒。曲线 4是在顶板岩层差异不大且强度较大时，出现顶板大变形，但顶板破碎岩块间形成承载结构，能保持顶板的基本稳定，但若出现应力扰动情况，易发生突发性垮冒。

图8 不同支护方式顶板变形与支护时间关系比较Fig.8 Comparison with different typical supporting styles

（3）顶板锚杆索桁架支护顶板变形量与支护时间关系

如图8(b)所示，0～t0段，巷道开掘后顶板应力状态改变，使得顶板围岩出现小幅下沉，但由于采用高预应力锚索桁架与高强锚杆联合支护，使开掘后的顶板双向应力状态转为近似三向应力状态，顶板深部岩层离层量小；t0～t1段，高强锚索桁架形成的预应力索结构有效控制顶板深部岩层离层的发展，而高强锚杆形成的预应力刚性拱结构保障了顶板浅部围岩结构的稳定性。因此，高强锚杆索桁架系统共同组成的预应力“索-拱”结构在高应力大断面巷道支护过程中使顶板围岩一直保持良好受压状态，有效控制复合顶板离层及整体变形；t1～t2段，巷道顶板承受动压或其他工程扰动时，破坏了顶板支护结构暂时平衡，顶板出现一定下沉，但由于高强锚索桁架中联接器与倾斜锚索的楔形效应，顶板下沉量较小，随支护时间重新形成新的支护平衡结构，使支护期间顶板保持稳定。

4.3 支护系统预应力分布特征

锚杆索桁架控制系统由锚索桁架围岩控制系统和高强锚杆控制系统组成。在充分保障支护效果基础上，可减小锚索桁架布置密度，同时增加大直径的单体锚索。巷道围岩控制系统中锚索桁架、单体锚索、高强锚杆结构形成的支护预应力场如图9所示，各支护结构模拟参数设置见表1。

图9 锚杆索桁架顶板支护预应力场分布Fig.9 Roof prestress field distribution with bolt and cable truss supporting

表1 各支护结构参数设置Table 1 Parameters set in each supporting structure

（1）锚索桁架在顶板岩层中形成的整体预应力带范围较大，应力分布形状呈左右对称的间隔式闭合环形结构，预应力值从圆环中心向外逐步降低，形成具有一定厚度的预应力带结构，能大幅降低顶板高应力对复合顶板深部岩层影响程度，减小顶板深部岩层离层量及深部组合岩层的拉应力变形，保障顶板深部岩层的支护稳定。

（2）单体锚索形成的预应力带呈单一环式结构，且各预应力带之间相互联接，在沿巷道走向方向的顶板中部区域形成整体性较强的预应力层。然而，若顶板深部岩层支护仅依靠单体锚索，由于形成的预应力带范围小，预应力在顶板深部岩层两侧几近为 0，高应力作用于复合顶板巷道时，顶板易产生较大离层变形，甚至引发突发性顶板垮冒。

（3）高强锚杆形成的预应力带整体呈矩形状分布，内部各单一锚杆间形成的各预应力带上下左右相互穿插联接，组成具有一定厚度较完整的预应力承载层，避免顶板弱结构处变形破坏，且预应力带影响范围大，也有利于控制复合顶板浅部围岩的离层和变形，保障顶板浅部围岩支护结构稳定。

5 工程实践

5.1 方案及参数设计

综合锚杆索桁架系统流程图中参数确定方法及现场巷道工程类比法分析结果，得出高应力大断面复合顶板试验煤巷设计方案及具体支护参数，如图10所示。

图10 试验煤巷顶板支护布置图 (单位: mm)Fig.10 Roof support arrangement diagram of cable and bolt of trial coal roadway (unit: mm)

（1）锚索桁架结构

桁架锚索采用φ15.24 mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，锚索长8.1 m，锚索眼深7 m，锚固长度为 1 750 mm。桁架锚索系统中锚索孔口距煤帮1.1 m，预紧力为120 kN，桁架锚索的排距为1.6 m。

（2）单体锚索支护结构

单体锚索为φ17.8 mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，锚索长度 7.3 m，单体锚索交替布置在两组桁架锚索中间，且位于巷道中间位置，排距1.6 m，每排1根。

（3）锚杆支护结构

锚杆为φ20×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆，锚固长度为1 050 mm，锚杆的预紧力矩不小于140 N·m，间排距为800 mm×700 mm。

5.2 井下监测与支护效果

巷道掘进支护后，对围岩变形进行连续性监测。巷道顶底板变形量为 238 mm，其中，顶板下沉量为166 mm，底臌为72 mm，两帮移近量145 mm。顶板外离层27 mm，内离层15 mm。随机抽检的锚固力大于100 kN顶板锚杆占比在95%以上，锚杆托盘处测力稳定在14 MPa以内。从现场数据观测结果来看，顶帮控制效果较好，出现一定的底臌量，但并未影响巷道支护稳定性，支护安全可靠，达到了预期目标。

6 结 论

（1）高应力大断面复合顶板煤巷支护过程中受剪切应力作用明显，顶板浅部岩层受拉应力较大，并随断面增加，拉应力破坏范围不断扩展，巷道围岩变形量增长幅度顶板最显著，两帮其次，底板最弱。

（2）研究了“索-拱”支护结构为核心的锚杆索桁架系统，从理论上证实了新型支护系统结构的可靠性及控制高应力大断面复合顶板煤巷离层和围岩大变形优越性。

（3）锚杆索桁架系统对高应力大断面复合顶板煤巷支护效果明显，支护试验后巷道顶板变形量仅为原支护时巷道变形的 13.8%，顶板内、外离层量小，保障了置换煤巷围岩的安全、稳定。

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