大断面直墙半圆拱煤巷支护锚杆参数优化设计

樊晓飞

(山西晋城煤业集团 勘察设计院有限公司， 山西 晋城 048006)

近年来，随着煤炭浅部埋藏资源的日益枯竭，井田开采深度呈现出逐年加深的趋势[1-2]. 对于深部煤炭资源的开采，由于高应力环境的存在，造成了巷道围岩支护更加困难[3-4]. 尤其是工作面两侧的煤巷因为煤体的物理力学性能参数较岩层要小很多，因此存在煤层巷道围岩较为破碎、支护困难等问题[5].

1 工程地质概况

甘肃西部某矿主采15号煤层埋深超过600 m，采深较大，五采区地质构造简单，煤层赋存条件较稳定，煤层平均倾角为8°，属于近水平煤层。所采煤层平均厚度为4.0 m，普氏系数为1.37，采用综合机械化一次采全高的开采方式。15号煤层上方存在坚硬厚层中砂岩顶板，可视作基本顶，煤层上方覆岩层的复合弯曲能指数为173.3 kJ，具有强冲击倾向性。15号煤层本身单轴抗压强度为16.2 MPa，动态破坏时间为255 ms，冲击能指数为1.41，弹性能指数为3.58，综合判定为强冲击倾向煤层。目前五采区内采掘工作面的平面位置关系见图1.

图1 五采区内采掘工作面平面位置示意图

2 巷道原支护方案评价

2.1 原支护方案及矿压显现规律

由图1可知，目前五采区内正在掘进051508机巷，而此前掘进051508回风巷时数次出现矿压动力显现，其中较为严重的矿压动力显现造成了巷道锚索的拉断、两帮内挤变形严重、肩窝位置出现吊包等情况。这一系列的矿压动力显现说明目前巷道围岩应力环境较为复杂，现有支护方式无法满足巷道安全高效的掘进，在后续回采阶段受剧烈扰动的影响，更加无法满足工作面的安全生产要求。

051508机巷原支护方案及相关锚网索参数见图2.

图2 原支护方案参数图

由图2可知，巷道采用直墙半圆拱掘进方式，其支护后的横截面尺寸为长4.8 m×高3.9 m. 巷道顶板每排选用7根螺纹钢锚杆(d22 mm×2 200 mm)呈对称性布置，两帮每排各选用3根圆钢锚杆(d16 mm×1 800 mm)同样呈对称性布置，其间排距均为800 mm×800 mm. 关于顶锚杆和两帮锚杆均采用端锚形式，不同之处在于顶部锚杆选用一卷CK2355型和一卷Z2355型树脂锚固剂进行锚固施工，而帮部锚杆选用两卷Z3537型树脂锚固剂进行锚固施工，并对顶板每排选用2根钢绞线锚索(d21.6 mm×5 000 mm)，其沿巷道中心轴呈现对称性布置。锚索间排距为3 000 mm×1 600 mm，采用一卷CK2355型和一卷Z2355型树脂锚固剂进行端头锚固。巷道表面所铺设的锚网选用钢筋(d6.5 mm)加工制成，其网孔呈现菱形状(150 mm×150 mm). 由于煤巷表面较为破碎，为了防止松散破碎的煤体致使锚网索支护范围内出现锚网变形、兜煤渣等情况，影响锚杆、索的支护效果，在巷道表面进行喷浆处理，最终在巷道表面形成厚度为50 mm的混凝土喷层(配比为1∶2∶2).

2.2 原支护方案模拟研究

2.2.1三维模型的建立

采用FLAC3D数值模拟软件建立三维模型，对地下采掘空间围岩在支护作用下的应力环境及变形破坏情况进行模拟研究，实现对现有支护方案支护效果的评价[6-7]. 以051508机巷工程地质条件为背景，所建立的模型尺寸为长30 m×宽20 m×高30 m，模型四周边界施加水平方向约束，底部边界施加垂直方向约束。在模型上表面根据埋深情况等价施加大小为14.8 MPa的均布载荷力。所建模型采用Mohr-Coulomb强度准则作为煤岩体材料屈服判据，而模型中煤岩层的力学参数赋值情况见表1.

表1 煤岩体物理力学参数表

巷道围岩支护结构中的锚网索所采用的的结构单元模型为cable和shell，具体力学性能和几何参数见表2.

表2 锚杆索结构单元力学和几何参数表

根据表1和表2中的相关参数，并结合图2建立三维数值模型,见图3.

图3 三维数值模型图

2.2.2模拟结果及分析

对所建立的三维数值模型进行计算机模拟运算，模拟所得到的巷道围岩在原支护方案作用下的位移场见图4.

图4 巷道围岩位移场云图

由图4可知，巷道围岩在顶板位置处的径向和水平位移场均高于其他区域，说明此位置巷道围岩变形较大。除此之外，巷道直拱墙的上部区域也呈现出较大的径向和水平位移场。这表明在原有支护方案下，051508机巷支护效果存在较为薄弱的部位，即巷道的顶板位置以及两帮上侧位置处容易在高围岩应力环境下发生变形破坏，影响巷道围岩的维护效果。

同理，可以得到巷道围岩在原支护方案作用下的塑性区分布情况，见图5.

图5 巷道围岩塑性区分布规律图

对巷道围岩塑性区分布范围进行重点分析，因为此区域表示围岩体单元正在或者曾经发生了剪切破坏。由图5可知，巷道围岩塑性破坏较为严重的区域为巷道帮部上侧，破坏深度较大，其次为顶板位置处。这与图4所示位移场变化规律吻合性一致，表明了现有支护方案确实存在一定的不足性，严重威胁到巷道后续的安全掘进。

3 巷道围岩支护锚杆参数优化

基于巷道掘进施工期间存在的原有支护方案对围岩的控制效果不佳等问题，结合数值模拟得出的围岩破坏较为严重的区域分布规律，提出了6种对支护锚杆的改进措施，见表3.

表3 巷道围岩支护锚杆优化方案表

采用FLAC3D数值模拟软件，对优化后的6种支护方案进行数值模拟，可以得到不同支护锚杆参数优化作用下巷道围岩较原有支护方案围岩变形增减幅度情况，见图6.

图6 不同支护优化方案作用下围岩变形增减幅度图

由图6可以看出，相较于原有支护方案作用下围岩的变形情况，优化后的方案对于顶板的影响效果不明显，甚至优化后顶板变形量略有小幅度增加；而对于巷道变形较为严重的左、右两帮，优化后的方案3和方案6对其控制效果较好，使帮部围岩变形减小幅度较大，且对底板围岩变形的影响同样为方案3和方案6最为突出；对比方案3和方案6可知，方案6对顶锚杆和帮锚杆均进行了调整，且对锚索布置方式进行了优化，整体上对巷道围岩变形的控制效果要优于方案3。因此，最终确定采用方案6的支护方式作用于后续巷道施工。

4 工程实践

051508机巷后续掘进期间，采用优化后的方案6对巷道围岩进行支护，并采用十字观测法[8]对支护效果进行了现场监测，测点布置位置见图7.

图7 十字矿压监测法图

通过间隔50 m布置一组矿压观测点对优化后的支护方案进行监测，3组测点(其中Y1#、Y2#数据为原支护方案监测所得，Y3#数据为优化后支护方案监测所得)所测结果见图8.

图8 巷道围岩矿压观测结果图

由图8可知，051508机巷在采取优化支护方案前后，巷道围岩变形规律基本均呈现为初始高速变形阶段、中间过渡变形阶段及最后基本稳定阶段3个过程。从巷道顶板、左右两帮围岩变形稳定后的对比数据看出，采取优化支护方案后，巷道顶板变形量只有23 mm左右，左帮变形量只有21 mm左右，右帮变形量只有29 mm左右，整体巷道围岩变形控制效果较为均匀，较原有支护方案对围岩支护控制效果提升显著，巷道围岩整体变形量较小，有利于后续工作面的安全生产。原有支护方案中煤柱帮Y1#、Y2#数据监测结果差异性较大，见图8c)，这是因为Y2#监测点处煤柱帮内存在较高的应力集中。

5 结 论

1) 甘肃西部某矿在高应力环境下掘巷期间存在较为严重的矿压动力显现情况，现场矿压观测结果表明原有支护方案存在一定的支护缺陷性。

2) 基于原有支护方案以及051508机巷围岩地质条件，采用FLAC3D数值模拟软件对原有支护方案的支护效果进行了模拟研究，并通过围岩位移和塑性区变化情况分析了原有支护方案存在对巷道两帮上部和顶部支护效果欠佳的问题。

3) 基于原有支护方案存在的问题，提出了6种改进的优化设计方案，并分别模拟了其对巷道围岩的控制效果，最终确定了采取方案6作为后续掘进施工的优化方案。现场矿压观测结果表明，优化后的方案6能够有效控制巷道顶板下沉，减弱两帮变形量，巷道围岩控制效果显著。