對采空區下煤巷道錨固參數與錨固效果的研究

王安宇

（太原煤氣化嘉樂泉煤礦，山西 太原 030200）

1 前言

以地質力學條件為基礎的數值計算方法是由近代學者建立的巷道錨桿支護系統設計方法。該計算方法有兩個較為明顯的特點：①整個設計過程是一個通過反復現場監測數據反饋后，進行修正的動態過程，而非初步設計一次性完成的；②設計充分利用每個計算過程中提供的信息，進行實時反饋。當取得反饋信息后，對原始設計進行必要的修正，以確保結果的合理性。基于煤層賦存條件和圍巖結構差異，圍巖的類別受眾多因素的制約。即使對于相同類別的巷道，由于主導因素差異也不盡相同，這就導致同類巷道對錨桿支護形式與參數的要求截然不同。

另外，在計算過程中應指出：①在圍巖穩定性分類中，沒有考慮巷道斷面的幾何特征，而大、小斷面巷道的支護方式與支護參數必然存在區別；②圍巖穩定性分類中，沒有考慮近距離煤層采空區下開采時，頂板巖層厚度對巷道圍巖穩定性的影響；③根據圍巖穩定性分類設計出的錨桿支護參數只在一定的參考范圍，在實際應用中缺少較為詳細的分類設計，應根據具體條件進一步確定其合理支護參數。

2 煤巖層條件

嘉樂泉井田處于呂梁山隆起東翼、西山煤田平緩不對稱向斜的北部，井田范圍構造以褶曲為主，區內斷層主要以延伸短、落差較小的正斷層為主。幾條大斷層處于該礦井田邊界，區內地層走向受獅子河主向斜的控制，以北東為主，局部呈北西向。其傾角一般在5°～15°范圍內，局部達到25°以上，井田范圍內地質構造整體為四周向內傾斜呈彎曲的向斜構造。在該井田范圍內沒有進行過地應力測試，計算時取9號煤工作面長度190 m，采高按2.5 m考慮，采用走向長壁后退式綜合機械化采煤方法，全部垮落法管理頂板，循環進度0.6 m.

3 計算方法與模型

采用美國大型巖土工程計算軟件FLAC3D（Fast Lagrangian Analysis of Continua in 3 Dimensions），彈塑性材料模型。運用Mohr-Coulomb屈服準則判斷巖體的破壞，即：

式中：σ1，σ3——最大和最小主應力；

C，準——材料的黏結力和內摩擦角；

σt——抗拉強度；

N準=（1+sin準）/（1-sin準）。

當fs=0時，材料將發生剪切破壞；當ft=0時，材料將產生拉伸破壞。

順槽計算模型膠帶順槽與回風順槽均沿9號煤層頂板布置，矩形斷面，寬×高＝3.6 m×2.5 m.模擬9號煤底板巖層厚20 m，9號煤厚2.5 m，9號煤頂板巖層厚52.5 m（9號煤與8號煤的層間距7.5 m，8號煤厚4.5 m，8號煤頂板40.5 m），即模型在高度方向的尺寸為75 m.取8號煤工作面長度160 m，考慮對稱性，取其一半80 m；取8號煤區段煤柱凈寬20 m，則模型在工作面寬度方向的尺寸為180 m.模擬8號煤工作面長度220 m，在工作面推進方向模型兩端各留30 m煤柱，則模型在工作面推進方向的尺寸為280 m.考慮9號煤順槽位置距8號煤柱中線水平距離分別為0 m、15 m、25 m3種情況，計算時，先開挖8號煤工作面1，再開挖8號煤工作面2，形成8號煤采空區與煤柱。分別整理9號煤工作面1回風順槽和9號煤工作面2膠帶順槽在采動影響前，受本工作面采動影響和受相鄰工作面采動影響的圍巖穩定性。

4 計算結果及其分析

4.1 采動影響前圍巖穩定性

4.1.1 圍巖屈服破壞特征

井下現場實測在埋深250 m條件下，距8號煤柱中線（邊線）距離分別為 25 m（15 m），15 m（5 m），0 m（-10 m）時，9 號煤順槽圍巖屈服破壞特征。在距8號煤柱中線（邊線）距離為25 m（15 m）時，順槽頂板破壞深度為0.5 m，兩幫破壞深度為1 m，底板無破壞，錨索最大軸力為237.1 kN；在距8號煤柱中線（邊線）距離為15 m（5 m）時，頂板破壞深度為0.5 m，煤柱側巷幫破壞深度為1.5 m；在距8號煤柱中線（邊線）距離為0 m（-10 m）時，頂板破壞深度為0.5 m，兩幫破壞深度為2 m，底板破壞深度0.5 m，錨索最大軸力237.5 kN。從圍巖的屈服破壞情況來看，隨著遠離8號煤柱，9號煤順槽圍巖的屈服破壞范圍變小，所以合理的順槽位置應距8號煤柱中線（邊線）大于15 m（5 m），否則，要對9號煤順槽實施錨桿+錨索+棚架聯合支護。

4.1.2 圍巖垂直應力分布特征

圖1（a，b，c）分別表示出在埋深250 m的條件下，距8號煤柱中線（邊線）距離為 25 m（15 m），15 m（5 m），0 m（-10 m）時，9號煤順槽圍巖垂直應力分布曲線。從圖中可以看出，由于巷道開挖，在順槽頂底板中形成應力降低區，這是頂板下沉和底板鼓起變形破壞所致。從巷幫垂直應力分布情況看，9號煤順槽的合理位置應距8號煤柱中線（邊線）25 m（15 m）及以遠的采空區下。如9號煤順槽距離煤柱中線（邊線）小于25 m（15 m）時，就應當采用棚式加強支護。

圖1 采動影響前順槽中線距8號煤柱中線不同距離時巷幫垂直應力分布曲線

4.2 采動對圍巖穩定性的影響

4.2.1 本工作面采動對圍巖穩定性的影響

圖2表示出在250 m埋深條件下，距8號煤柱中線不同距離9號煤順槽頂底板移近量隨距本工作面煤壁距離變化的曲線。從中可以看出，隨著距8號煤柱距離的減小，9號煤順槽頂底板移近量逐漸增大，且在超前本工作面煤壁20 m處，頂底板移近量明顯增加，此時應對順槽進行超前加強支護。

圖2 距8號煤柱中線不同距離時，順槽頂底板移近量隨至本工作面煤壁距離的變化

4.2.2 相鄰工作面采動對圍巖穩定性的影響

圖3表示出在埋深250 m條件下，距8號煤柱中線不同距離，9號煤順槽頂底板移近量隨著距相鄰工作面煤壁距離變化的變化曲線。從中可以看出，9號煤順槽柱隨著距8號煤柱距離的減小，頂底板移近量逐漸增大。且當距離小于15 m時，應對順槽進行棚式加強支護。

圖3 距8號煤柱中線不同距離順槽頂底板移近量隨至相鄰工作面煤壁距離的變化

5 結束語

通過對三維數值計算結果的分析，可以得出以下結論：①順槽在本工作面采動期間，超前本工作面煤壁20 m處，巷道變形明顯增加，應及時對此處順槽進行加強支護。②順槽在相鄰工作面采動期間，距8號煤柱小于15 m時，頂底板和兩幫破壞嚴重，應對順槽進行加強支護。③巷道頂板破壞以剪切破壞為主，在工作面支護設計中要將頂板兩側錨桿向外傾斜20°，同時，在現場施工中要保證預緊力達到規程設計要求以上，并盡量提高預緊力。