同忻矿8105回风巷支护技术研究

贺 泽

（同煤集团同家梁矿，山西 大同 037025）

1 工程背景

8#煤层北一盘区8105工作面2105回风巷巷位于同忻井田的东部，西部为8#煤层北一盘区三条系统巷，其余相邻四周均为未开采的实煤区，8#层北一盘区8105工作面与3-5#层北一盘区8105及8104工作面投影间距为20-36m，对掘进巷道影响不大。8#煤层北一盘区2105巷其西部为8#煤层北一盘区三条系统巷，其余相邻四周均为未开采的实煤区，对掘进无影响。8#煤层平均厚度为5.25m，直接顶板岩性为粗细砂岩，老顶为细砂岩及砂质泥岩互层，直接底为高岭质泥岩，2105回风巷断面尺寸为（宽×高）5.6×3.85m，沿煤层顶板掘进，属于大断面半煤岩巷。

2 理论分析

2.1 大断面半煤岩巷道围岩控制机理

针对大断面半煤岩巷道[1-2]，使用顶板锚杆-锚索强力帮锚杆协同支护措施。巷道上覆岩层在锚杆锚索预应力联合作用下，在低位锚杆和高位锚索两端形成压应力区，在现有的支护密度下，锚杆锚索两端所产生的压应力在中间的岩层进行交互重叠，使中间岩层形成一个密实的整体结构，这个整体结构的均匀性以及完整性与支护参数息息相关，形成的整体结构以整体的载荷作用在巷道两帮的岩体上，这样一来大大增强了上覆顶板的破断能力以及承载能力，使其变形程度降到最低。两帮也是同样的道理，在帮部强力锚杆的作用下，两帮围岩形成了密实整体，提高了对上覆岩层的承载能力以及控制自身的变形能力。如图1为大断面半煤岩巷道支护承载理论分析图。

图1 半煤岩巷支护承载分析图

由图可以看出，中间岩层形成的组合压缩处于三向受力状态，使岩体的强度及完整性得到了提高，围岩的支承及控制变形能力得到改善。

在组合拱压缩带，沿巷道轴向单位长度上组合拱承载合力可以表示为[5]：

式中：α为破裂岩体中的控制角，且锚杆等间距布置时；L为锚杆长度；D为锚杆间距，b0为组合拱厚度；L为锚杆长度；Ps为锚杆约束力；φθ为破裂岩石内摩擦角。

由图1可知，组合拱在外力qc和锚杆约束力的作用下，根据平衡条件所产生的环向轴力N0有：

式中：R0为组合拱压缩带内径；ds为组合拱外弧形单元；dα为组合拱沿巷道中心的角度微分单元。

由式（2）和式（3）可以得到：

组合拱在覆岩载荷的作用下，要使组合拱保持稳定，则其承载合力N与环向轴力N0应满足N≥N0，因此将式（2）～（4）代入式（1）得锚杆组合拱的所受外力载荷为：

由公式（5）可以看出，在形成组合压缩拱后，只需提供较小的预紧力就能够获得较大的结构支承力，其中影响整体结构能力的因素有锚杆-锚索长度、间排距、预紧力、以及在破碎岩体中锚杆-锚索的控制角及约束力等。

2.2 锚杆-锚索协同控制机理

锚杆锚索协同支护主要从以下三方面进行进行体现[3-4]：①低位锚杆主要对直接顶进行锚固控制，形成一定的承载梁结构体，控制顶板裂隙岩层及软弱夹层的变形以及增强其承载能力；②高位锚索控制上覆较远处岩层的稳定性，同时将梁形结构直接顶与远处稳定岩层进行挤压形成稳定性更高的拱梁耦合结构，增大了各岩层间软弱面的摩擦力，使其在各个方向上都具有较高的稳定性，增强巷道围岩整体的自稳能力，从而能够较好的控制巷道围岩变形；③帮部锚杆与顶板锚杆作用机制相同，帮部煤体在锚杆锚固作用下，形成自稳结构较强的墙形结构体，承载上覆载荷，并将应力向煤帮及底板深处转移，使其形成范围更广稳定性更强的结构组合体。

如图2所示为锚杆锚索支护应力分布图，可以看出，直接顶在一定锚杆支护密度下，形成压应力重叠区，整体形成梁形承载结构。远处锚索在上覆岩层深处进行锚固，先一定支护密度下，形成组合拱，在锚杆锚索联合支护下，就形成了稳定性更强的拱-梁结构体，扩大了整体承载结构及稳定区范围。

图2 锚杆-锚索支护应力分布图

3 锚杆-锚索协同控制技术

3.1 支护参数

根据上述理论分析，针对大断面半煤岩巷提出“锚杆+锚索+网”联合支护方式，支护参数为：顶帮锚杆规格为φ20×2500mm，间排距为900×1000mm；锚 索 规 格 为φ17.8×6300mm，1800×2000mm，布置方式为3-2-3布置；钢筋网为3000mm×1200mm。如图3为支护设计断面图。

图3 支护设计断面图

3.2 数值模型建立

利用FLAC3D模拟巷道掘进期及工作面回采期围岩稳定性情况。模型大小为长×宽×高=400m×200m×110m，划分单元数为358360个，节点数为374819个。煤层模拟厚度为5.25m，其他岩层根据实际情况进行建模并赋值，煤层埋深按照最大埋深考虑为550m。上覆岩层载荷按照岩层自重进行施加，水平构造应力按自重载荷的1.1倍进行施加，模型底部边界固定，计算至初始平衡。

3.2.1 掘进时期巷道稳定性

如图4为巷道掘进时期巷道塑性区破坏分布图及垂直应力分布图，由图（a）可以看出，在巷道掘进稳定后，围岩发生部分破坏，其中顶板破坏深度为1.3m，两帮破坏深度为0.5m，底板破坏深度为2.1m，底板破坏深度相对较大，因为底板岩性强度较弱，但对巷道使用性影响较小，顶板及两帮围岩破坏范围较小，围岩稳定性控制较好。如图（b）可以看出，巷道围岩垂直应力总体呈对称分布，巷道顶板上方2m以及底板一定深度内为应力降低区，且呈波纹扩散状向深处扩散，在锚杆锚固端到锚索锚固端范围内，应力集中现象较为明显，且应力分布较为均匀，其中应力集中最大处值为17.5MPa，应力集中系数为1.5，说明锚杆-锚索形成的支护承载结构性较好，与前文的理论分析结果较为一致；同样两帮锚杆锚固端处应力集中性较好，且应力向煤体深处扩散，扩大了支承承载面积，支护效果较好。

图4 锚杆-锚索协同支护效果图

3.2.2 回采时期巷道稳定性

图5 巷道围岩随工作面回采塑性区分布图

如图5为巷道围岩随工作面回采塑性破坏图，由图可以看出，在工作面前方50m处，巷道围岩开始进一步破坏，两帮破坏深度进一步加深，证明巷道进入工作面超前采动影响范围；在工作面前方20m时，巷道围岩破坏深度进一步加大，两帮破坏深度达到1m，且巷道右上方顶板发生破碎；在工作面0m处时，围岩破碎较为严重，工作面上方顶板已整体破碎，但巷道围岩破碎范围仍在锚固范围之内，表明支护强度能够很好维持围岩稳定性，支护效果较好。

如图6为巷道围岩变形量随工作面回采变化曲线，由图可以看出，在工作面前方80m处时，顶底板及两帮移近量开始增加，但是增加幅度不是很大，当巷道距离工作面前方50m处时，巷道围岩变形量开始急剧增加，证明工作面超前采用影响开始剧烈显现，在工作面0m处时，围岩变形量达到最大，其中顶底板最大移近量为257mm，两帮最大移近量为195mm，围岩变形量较小，巷道围岩稳定性较好。

图6 巷道围岩移近量随工作面回采变化曲线

4 现场应用

图7 围岩变形移近量监测结果

根据理论分析及数值模拟得出结果，利用提出的支护方案对8105回风巷进行了现场应用，并在工作面前方巷道围岩布置位移监测装置，监测结果如图7所示。由图可以看出，在工作面前方80m处时，巷道受采动影响，变形量开始增加，且增幅较大，当距离工作面45m处时，巷道围岩变形量增加幅度减小，一直到工作面0m处时，巷道围岩变形量达到最大，其中顶底板移近量为250mm，两帮移近量为210mm，围岩变形量较小，围岩能后得到很好的控制。另外还可以看出，虽然采动影响范围的确定与模拟结果不同，但是最终围岩变形量的大小与模拟结果具有较高的一致性。

5 结论

1）通过理论分析，对大断面半煤岩巷道围岩控制机理进行了分析以及对锚杆-锚索协同支护机理进行了阐述，并确定了影响支护效果的主要参数有锚杆锚索长度、间排距以及预紧力等。

2）针对理论分析，提出了大断面半煤岩巷支护方案，并通过数值模拟分析了在此支护参数下巷道在掘进期间、工作面回采期间围岩的稳定性，最终得出巷道顶底板最大移近量为257mm，两帮移近量为195mm，围岩变形量较小。

3）针对提出的支护方案进行了现场实测研究，得出了巷道围岩变形量随工作面回采变化曲线，结果得出巷道顶底板最大移近量为250mm，两帮移近量为210mm，围岩变形量较小，能够满足安全高效生产要求，且与模拟结果较为一致。