高预应力锚杆索桁架支护技术的应用实践

2017-10-09周跃飞

山西焦煤科技 2017年7期

关键词：桁架专用锚索

周跃飞

(西山煤电集团镇城底矿，山西古交 030200)

·试验研究·

高预应力锚杆索桁架支护技术的应用实践

周跃飞

(西山煤电集团镇城底矿，山西古交 030200)

在分析山西某矿5107工作面专用瓦斯排放巷存在的支护问题的基础上，论述了锚杆索桁架支护技术组成方式和作用机理，借助于数值模拟手段，对优化后的锚杆索支护方案和原有支护方案下的巷道围岩受力变形情况进行对比分析，论证了前者的支护效果，实践应用过程中巷道围岩变形监测结果表明，锚杆索桁架支护布置有效改善了围岩应力分布，控制了离层变形，具有良好的技术经济性。

高预应力；锚杆索桁架；数值模拟；变形监测

科学合理的巷道支护方式是保障井工煤矿安全高效生产的核心要素之一，锚杆索联合支护理论与技术的成熟发展，为大量的煤巷支护难题提供了解决方案，并得到广泛的推广应用。工程应用效果表明，传统锚杆索支护是被动支护，随着煤层开采条件复杂化程度的加剧，支护效率逐渐降低，已难以从根本上保证复杂巷道支护结构的安全性。为了更好地发挥锚杆索联合支护的潜力，专家学者们在大量实践的基础上，相继提出了预应力支护的概念并展开研究，张农从理论上探讨了层状顶板预应力控制与锚杆索支护机理，并系统性地提出了预应力支护体系，马念杰分析了煤巷小孔径预应力锚索的工程特性，指出锚索的工程力学性能和锚索构件的力学性能是锚索支护设计的两个重要指标，并提出锚索的破断力和锚索延伸量计算的经验公式，何富连对新型预应力桁架锚索技术进行了深入研究，进一步阐明了桁架锚索支护的作用机理和优越性。

山西某新建现代化矿井属于高瓦斯矿井，主采3#煤层，平均埋深510 m左右，属于三软煤层，在煤层巷道矿压控制与锚杆(索)支护方面投入巨大的财力、物力，也取得了一定的成效，但巷道受采动影响剧烈，导致顶板出现恶性冒顶和严重的离层下沉，锚杆(索)支护构件损毁严重，给巷道维护带来巨大挑战，需进一步优化支护方案。为了更好地制定针对性的巷道支护方案，以5107工作面专用瓦斯排放巷为依托，开展高预应力锚杆索桁架支护工艺研究并进行效果分析，以期为矿井其它类似巷道支护提供参考。

1 巷道概况

5107工作面专用瓦斯排放巷为进风及辅助运输巷，右侧毗邻5106工作面回风巷，瓦斯巷断面形状为矩形布置，断面尺寸为宽4.5 m×高3.0 m. 受采动影响剧烈，巷道顶板采用锚杆索联合支护，配以规格为长4 500 mm×宽220 mm×厚4 mm的W形钢带和规格为4 800 mm×1 000 mm金属菱形网护顶；两帮为锚杆支护，采用规格为长2 600 mm×宽1 000 mm金属菱形网护帮。该工作面专用瓦斯排放巷支护布置示意图见图1.

图1 5107工作面专用瓦斯排放巷支护布置示意图

2 存在的问题

1) 5#煤层煤质松软，顶板为多层泥岩组成的复合顶板，局部区域的直接顶有4#煤，层厚0～0.1 m. 层理裂隙发育，分层厚度0.1～0.3 m，裂隙间距0.1～0.5 m，节理裂隙发育，稳定性差，易产生离层破坏和垮落；底板为泥岩，强度较低，易发生底鼓变形。

2) 区段顺槽巷道服务时间长，每条顺槽巷道长度达1 600～1 800 m，中间巷顺槽属于复用巷道，既受综采面采动超前支承压力的影响，又受采后支承压力剧烈影响，需经历顺槽掘进期、切眼掘进期、回采设备安装期、采面衔接期、采动剧烈影响期，变形破坏时间很长。

3) 巷道断面跨度大，拉应力集中于顶板中部，基本的锚杆(索)、锚网支护不利于巷道煤岩处于多维应力状态，已不能满足剧烈采动影响下的支护需求，致使离层破坏范围扩大，顶板冒落几率增加，影响掘进速度和形成瓦斯积聚，不利于煤矿生产安全。

4) 采动剧烈影响导致巷道顶板出现恶性冒顶和严重的离层下沉，锚杆(索)支护构件损毁严重，煤帮出现向巷道内整体大内移、垮帮或严重鼓帮，巷道支护系统大范围损毁，导致矿井出现综采面衔接异常紧张的局面。

3 高预应力锚杆索桁架支护机理

3.1 支护形式

高预应力锚杆索桁架是由倾斜锚杆或锚索、专用连接器及拉杆、张拉千斤顶和锚固剂组成。其基本的支护结构是：在巷道顶板靠近两帮的位置，分别布置一根锚杆或锚索，锚固至有效支撑的顶板岩层中，两端经专用连接器用拉杆连接起来，并通过张拉千斤顶施加一定的预应力，使锚杆或锚索和拉杆形成一个支护整体，从而改善顶板应力分布状态。

3.2 支护原理

高预应力锚索杆桁架的锚固点和承载结构的基础是处于巷道深处呈稳定受压状态的两肩窝，通过加固巷道浅部煤岩体，提高浅部岩体的力学性能，使其形成一个受力整体。锚杆索桁架支护系统发挥作用后，可提供多维主动支护力，使巷道顶板岩层内形成铅锤方向和水平方向的挤压应力区，改善了岩体的受力状态，削弱顶板弯曲引起的拉应力区转变为压力应状态，减小甚至消除顶板的下沉量，维护了顶板的稳定性。高预应力锚杆索桁架受力分析见图2.

图2 高预应力锚杆索桁架受力分析图

4 锚杆索桁架支护的数值模拟与分析

4.1 支护方案与参数

经多方论证后，采用锚杆索桁架支护技术对5107工作面专用瓦斯抽放巷原有支护方式进行优化，优化后的巷道支护布置见图3，具体支护参数如下：

1) 顶板支护。

a) 锚杆支护。锚杆尺寸为d20 mm×2 200 mm，锚固长度800 mm，排距1 600 mm，每排7根，锚杆间距650 mm，孔口帮距500 mm. 预紧力矩大于180 N·m，锚固力不小于100 kN，两帮锚杆与铅垂线夹角为10°，其余锚杆均为竖直布置；W形钢带规格为长4 500 mm×宽220 mm×厚4 mm，钻孔直径40 mm，7孔布置，钢带两端最外侧两根锚孔间距650 mm，其它锚孔间距700 mm.

b) 锚索支护。

单体锚索。

锚索尺寸为d17.8 mm×9 300 mm，锚固长度1 200 mm，沿顶板竖直布置。锚索间距1 000 mm，排距1 600 mm，每排布置5根锚索。两端锚索孔口帮距为250 mm.

铁托板选用特制铸钢材质，护顶采用金属菱形网，规格4 800 mm×1 000 mm.

桁架锚索。

锚索尺寸为d17.8 mm×9 300 mm，锚固长度1 200 mm，底部桁架长2 100 mm，孔口帮距1 200 mm，锚索与铅垂线夹角为20°，桁架锚索之间的排距为1 600 mm，预紧力为140 kN.

2) 巷道两帮支护。

a) 锚杆支护。

锚杆尺寸d20 mm×3 000 mm，锚固长度1 200 mm，排距800 mm，每排4根，间距800 mm，孔口帮距500 mm，预紧力矩大于140 N·m，锚固力不小于70 kN. 靠近顶板的锚杆与水平线夹角为10°，其余锚杆均水平布置。

网片规格：采用金属菱形网护帮，规格为长2 600 mm×宽1 000 mm.

b) 锚索支护

锚索尺寸为d17.8 mm×5 300 mm，锚固长度为1 200 mm，沿顶板竖直布置。排距1 600 mm，两根帮锚索孔口距离1 200 mm. 下位锚索钻孔与水平线夹角为-5°，上位锚索钻孔与水平线的夹角为+10°.

图3 高预应力锚杆索桁架支护布置图

4.2 数值模拟模型的建立

依据5107工作面专用瓦斯排放巷现场实际的地质条件，借助于有限元差分数值仿真软件FLAC3D，建立二维数值模拟计算模型，对支护方案的支护效果进行数值模拟分析，相应的岩石力学参数见表1，计算模型见图4.

图4 数值模拟模型图

序号材料密度/kg·m-3剪切模量/GPa体积模量/GPa黏结力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa1砂质泥岩266021.239.115.3346.02细粒砂岩266311.316.520.9403.93灰砂泥岩25008.213.011.5311.043#煤14000.91.892.5280.95砂质泥岩25008.313.011.0311.06灰色中砂岩260024.341.216.7366.97黑砂泥岩24508.012.510.0311.28细粒砂岩266021.239.115.3346.09泥岩24508.012.510.3311.510细粒砂岩267620.838.113.7325.8

4.3 模拟结果分析

通过设不同的边界条件和初始参数值，分别对原先和优化后的支护方式下的塑性区分布范围、垂直应力和垂直位移量进行数值模拟计算，模拟图见图5，顶板竖直应力分布曲线，垂直位移变化曲线分别见图6，7.

图5 巷道塑性区分布情况模拟图

图6 顶板竖直应力分布曲线图

图7 顶板垂直位移变化曲线图

从图5可看出，采用锚杆索桁架支护后，在多维主动支护力的作用下，浅部处于松动圈内的塑性岩块被紧密束缚在深部完整岩体上，围岩塑性区范围得到了很大程度地减小，抑制浅部岩层离层、裂隙张开，围岩破碎程度将有所缓解。

从图6，7可知，随着距巷道顶板下端距离的增加，两种支护方式下的顶板竖直应力和垂直位移均以近乎平行线的形式增长，锚杆索桁架支护下的竖直应力减小1.2 MPa，而垂直位移减小了0.03 m左右，说明优化后的支护方案效果更佳。

5 巷道矿压观测

为了观测采动剧烈影响下垮冒煤巷的矿压显现情况，检验新支护方案参数设计的合理性与适用性，设置相应的测站，对围岩表面位移、顶板离层状况、锚杆载荷变化情况进行观测。5107工作面专用瓦斯排放巷试验段长度为1 600 m，巷道矿压观测站布置情况见图8，初期试验段巷道围岩表面位移观测共安设3个测站，其余地段每隔200 m安设一个测站，计6个测站，总共设立9个测站。剔除部分偏差较大数据，得到 5107工作面专用瓦斯排放巷围岩表面位移随时间变化的趋势，见图9.

图8 巷道矿压测站布置图

图9 5107工作面专用瓦斯排放巷围岩表面位移曲线图

由图9可以看出，在完成巷道支护后的20天内，巷道顶板和两帮围岩位移量快速增加，但巷道断面收敛率整体不大，两帮移近量最大不超过120 mm，顶板下沉量最大不超过80 mm；20～40天，巷道围岩变形量增速放缓，且趋于稳定；40～70天，巷道围岩处于受力平衡状态，变形微弱，两帮累积变形量稳定在200 mm左右，顶板累积下沉量稳定在120 mm左右。

第80天后，受采动影响，巷道新建立的平衡状态被打破，巷道断面收敛率迅速提高，在采动后所观测的两个多月中，两帮最大累积移近量为400 mm，顶板最大累积下沉量为300 mm，其中顶板支护情况良好，底鼓现象较原先支护条件下明显减少，在回采面后方100 m处底鼓量最大处的巷道高度仍有2.7 m，监测期内未出现支护结构失效等严重矿压现象，可见锚杆索桁架较好地发挥了深部围岩的自承能力，使得更大范围的岩体共同承担采动压力，从而有效地控制了巷道顶板变形。