大断面巷道锚杆锚索联合支护的数值模拟

蒋元男 李 涛

(1.黑龙江科技大学矿业工程学院;2.黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室)

大断面巷道锚杆锚索联合支护的数值模拟

蒋元男1,2李 涛1

(1.黑龙江科技大学矿业工程学院;2.黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室)

为解决大断面回风巷围岩变形量大的问题，采用现场测试、数值模拟的方法开展了支护方案设计，并采用FLAC2D数值模拟对各支护方案的巷道进行受力分析。结果表明：随着支护强度增加，顶板和煤柱侧帮应力区向围岩深部转移，采空区的支承压力对顶板和侧帮影响降低，围岩变形量减小，对比分析各支护方案后，确定了合理的支护方案。井下实践表明，回风平巷围岩大变形得到有效控制。

大断面巷道 锚杆锚索联合支护 数值模拟

大采高一次采全高综采技术已在厚煤层开采中得到了推广应用，具有回采设备大型化、开采强度高及产量大等特点[1-3]。大断面煤巷围岩稳定控制主要采用锚杆锚索联合支护技术[4-6]。通过锚固锚杆增加围岩强度，改善围岩应力状态，在锚固区形成承载结构层；锚索通过悬吊作用将锚固区的承载结构层与关键承载层相连，形成更大范围的承载体，提高围岩的稳定性。本文采用FLAC2D对山西某煤矿大断面巷道锚杆锚索联合支护方案进行模拟分析，以确定合理的支护方案。

1 工程概况

山西某煤矿4305工作面主采煤层为3#上，煤层倾角2°～5°,平均厚度5.14 m，属于厚煤层，且较稳定。工作面长度300 m，推进长度1 417 m，煤层距地表201～257 m，平均229 m。顶板以粗粒砂岩为主，伴有细砂岩，部分泥岩，底板由泥岩、细砂岩等构成。4305工作面回风平巷为矩形断面，宽 5.4 m、高 3.4 m，采用留设煤柱维护其稳定。为减少煤炭浪费，减小煤柱宽度为25 m，导致巷道受采空区支承压力影响，产生了较大变形，影响了工作面安全生产。

2 数值计算模型

根据该矿4305工作面的地质生产条件，采用FLAC2D模拟计算其应力与位移变化特征。模型尺寸307 m×50 m，共划分14 764单元。模型两侧边界限制水平移动，下边界固定，上边界自由。采用摩尔-库伦准则，对以工作面开采及掘进回风巷道支护进行计算。岩层基本力学参数见表1。

表1 地质力学测定参数

根据实测结果，该矿为水平应力场，最大水平主应力为8.5 MPa，最小为6.1 MPa；巷道采动前静态松动圈为1.2～1.5 m，受采动影响时最大松动圈为1.3～1.6 m。

巷道顶板与工作面侧帮分别进行支护设计，顶板支护方案为6根锚杆+1～2根锚索；侧帮支护方案为4～6根锚杆+2根锚索。为避免顶板支护与煤柱侧帮相互影响，在分析顶板(煤柱侧帮)支护方案时，煤柱侧帮(顶板)采用稳定支护形式。

3 数值计算结果分析

3.1 巷道无支护

支护前巷道围岩应力分布如图1(a)所示。在顶板小范围内形成了拉应力区，其值达到1 MPa，其余部分为压应力区，一定范围内垂直应力小于1 MPa，压应力向围岩深部延伸，最大值为4 MPa。拉应力区是顶板变形、破坏的主要因素，顶板下沉量最大值为318 mm、底板底鼓最大位移量85 mm。煤柱两侧形成了应力核心区域，煤柱侧帮应力核心区达到16 MPa，工作面侧帮达到11 MPa，煤柱两侧受采空区支承压力影响，应力升高且范围较大，导致两帮向巷道内产生大变形，煤柱侧最大变形量为263 mm，工作面侧最大变形量为157 mm。顶板与煤柱侧帮变形量大，说明顶板所受拉应力大于顶板的抗拉强度，导致了顶板离层、大变形及局部破坏；煤柱侧帮受采空区支承压力作用，煤体的破坏范围大，由此导致变形量明显大于工作面侧。因此，煤柱侧帮与顶板为巷道的主要支护部位。

图1 顶板支护垂直应力分布

3.2 巷道顶板支护

巷道顶板支护后的应力分布如图1(b)～图1(d)所示。支护后，顶板整体呈现应力升高趋势。图1(b)中巷道顶板垂直应力降低区显著减小，仅有小范围垂直应力小于1 MPa，并呈条带状分布，顶板内部应力逐渐升高并向围岩深部延伸；增加1根锚索后，压应力区范围增大，围岩深部的锚固区域应力升高；增加2根锚索后，压应力区进一步增大。锚杆锚索的主动支护形式起到了加固、控制了巷道顶板变形作用。支护前巷道顶板下沉量最大达到318 m，支护后，3个方案中顶板下沉量最大是图1(b)方案，下沉量为128.0 mm，图1(c)顶板下沉量为89 mm，图1(d)顶板下沉量为75 mm。 对比分析可知，图1(c)顶板下沉量小且成本低，该方案合理。

3.3 煤柱侧帮支护

煤柱侧帮支护方案的垂直应力分布如图2所示。

由图2可知:锚杆锚索联合支护有效改变了侧帮应力状态。随着支护强度的增加，煤柱侧帮由应力降低区向高应力区发展，形成了承载整体，应力趋于均匀并向深部岩体转移。围岩自承能力随支护强度增加而逐渐增强，围岩变形量也逐渐减小。图2(a)煤柱侧帮的最大变形量为136 mm，相比无支护，变形量降低了55.2%，图2(b)支护方案变形量为118 mm，图2(c)方案支护变形量为90 mm，图2(d)支护方案变形量为83 mm。经比较图2(c)围岩变形量小，考虑工程需要与支护成本，该方案比较合理。

图2 煤柱侧帮支护垂直应力分布

4 支护设计及效果分析

4.1 支护设计

依据数值模拟结果，回风平巷支护设计方案如图3所示。顶板和煤帮锚杆为φ18 mm×2 200 mm，顶板锚杆间排距为940 mm×1 000 mm，靠近两帮350 mm处最左(右)侧锚杆与竖直方夹角25°。煤帮锚杆间排距900 mm×1 000 mm，靠近顶(底)板350 mm处最上(下)侧锚杆，向上(下)倾斜25°；顶板和煤柱侧帮采用φ15.2 mm×7 200 mm锚索，排距2 000 mm；采用菱形金属网护顶，网孔规格50 mm×40 mm，网片规格6 000 mm×1 100 mm；采用金属网护煤柱侧帮，网孔规格35 mm×35 mm，网片规格3 500 mm×1 100 mm；工作面侧的煤体使用双抗塑料网护壁。

图3 锚杆与锚索支护布置(单位：mm)

4.2 支护效果

新支护方案与原方案的巷道围岩变形量比较如图4所示。采用新支护方案后,回采巷道顶底板变形量为110 mm，两帮变形量为185 mm，分别为原支护段的27.2%、44.1%。实施新支护方案后，提高了巷道围岩承载能力，应力向深处转移，围岩变形量显著减小，围岩趋于稳定状态。

5 结 语

针对大采高大断面巷道围岩不稳定易失稳的特点，采用数值模拟手段进行了支护方案对比分析，确定了回采巷道合理的支护方案。工程实践表明，采用锚杆锚索联合支护技术，对大断面巷道进行主动支护，有效地改善了巷道围岩应力状态，控制了围岩变形，巷道围岩趋于稳定，该技术可在同类地质条件的巷道推广。

图4 回风巷表面位移观测曲线

[1] 王金华．我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[J]．煤炭科学技术，2006，34(1):4-7．

[2] 李建民，耿清友，周志坡．我国煤矿综采技术应用现状与发展[J]．煤炭科学技术，2012，40(10):55-60．

[3] 王国法．煤矿综采自动化成套技术与装备创新和发展[J]．煤炭科学技术，2013，41(11):1-5.

[4] 许帮贵.大断面巷道综掘一次成巷锚杆支护试验研究[J]．采矿与安全工程学报，2006，23(3):370-373．

[5] 王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J]．煤炭学报，2007，32(2):113-118．

[6] 康红普，王金华，林 健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J]．岩石力学与工程学报，2010，29(4):649-664．

Numerical Simulation of Combined Supporting with Bolt and Anchor of Large Section Roadway

Jiang Yuannan1,2Li Tao1

(1.School of Mining Engineering， Heilongjiang University of Science & Technology;2.Key Laboratory of Ground Pressure&Gas Control in Deep Mining,Heilongjiang Province)

In order to solve the problem of the deformation of surrounding rock in the large section roadway, the support scheme is designed by using the field test and numerical simulation method,the stress analysis of roadways by adopting supporting schemes is conducted by using FLAC2Dnumerical simulation method. The research results show that with the increasing of supporting strength, the stress zone of roof and coal pillars transfer to deep surrounding rock mass, the influence of abutment pressure of goaf to roof and lateral wall is decreased, the deformation of surrounding rock is decreased too. The characteristics of supporting schemes are analyzed, so, the reasonable supporting scheme is determined. The underground experience show that the large deformation of the surrounding rock mass of tailgate is controlled effectively.

Large section, Combination supporting with bolt and anchor, Numerical simulation

2015-03-20)

蒋元男(1984—)，男，助教，150027 黑龙江省哈尔滨市松北区糖厂街1号。