高應力大斷面煤巷錨桿索桁架系統試驗研究

嚴 紅，何富連，徐騰飛，蔣紅軍，高 升

（中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院，北京 100083）

1 引 言

近十年來，隨著我國經濟建設的飛速發展，煤炭資源開采量呈逐年大幅遞增趨勢。數據統計顯示，2011年我國煤炭產量已達 35.2億 t，較 2001年煤炭產量增長317.1%。一方面，原煤炭工業部頒發的《緩傾斜、傾斜煤層回采巷道圍巖穩定性分類》中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ類穩定和中等穩定回采巷道開掘量逐年減少，而Ⅳ、Ⅴ類復雜困難巷道數量及其控制難度呈現快速上升態勢，煤巷冒頂事故不斷[1－2]。另一方面，錨桿索支護憑借其支護速度快、勞動強度低、運輸方便等優勢成為回采巷道首選的支護形式，應用范圍越來越廣[3]。但是，對于復雜困難煤巷而言，如高應力大斷面復合頂板煤巷，采用常規加大錨桿（索）支護密度或直徑等方法難以起到有效作用，亟需研究和試驗新型支護系統控制巷道圍巖大變形或頂板離層，避免類似困難煤巷頂板冒頂事故的發生。

國內外學者對具有高應力、大斷面、復合頂板特征的復雜煤（巖）層巷道穩定性分析和控制技術方面開展了大量研究。馮夏庭等[4]提出綜合集成智能分析與動態優化設計方法研究地下高應力硐室工程穩定性。方新秋等[5]針對孔莊礦深部高應力典型軟巖巷道變形特征，提出錨網索噴與錨注聯合支護技術。高峰等[6]分析了復合頂板巷道破壞特征及錨桿索主動支護作用。岳中文等[7]結合室內相似模擬實驗結果，分析了錨桿索支護下大斷面復合頂板煤巷變形特征。張農等[8]研究了巷道復合頂板中軟弱夾層位置對錨桿索支護影響，并提出圍巖預應力強化控制對策。

上述研究成果對于我國高應力大斷面巷道安全高效支護起到積極作用，并已在部分巷道成功推廣應用。本文在前人研究的基礎上，結合典型復雜困難煤巷地質生產條件，分析了高應力大斷面復合頂板煤巷變形破壞特征，研究了錨桿索桁架控制系統，分析了系統支護結構、設計思路及控制原理等，并在現場開展了工業性試驗。

2 工程概括

峰峰集團新三礦置換煤巷布置于孤島煤柱中，主要用于廢矸充填，巷道埋深390 m，矩形斷面(長×寬)為4.5 m×4.5 m，其支護難度主要表現為：①布置于高支承應力孤島煤柱中；②位于吝家溝向斜軸部；③巷道開掘斷面大；④煤層松軟，強度低；⑤頂板為剛強度差異較大的復合巖層。巷道開掘初采用普通錨桿索支護時，頂板最大下沉量為 1.2 m，兩幫移近量 2.2 m，頂幫角錨桿托盤普遍脫落，部分錨索拉斷，如圖1所示，

圖1 破壞的錨桿托盤和錨索Fig.1 Broken bolt pallet and cable

現場調研與置換煤巷相鄰的兩條巷道（南正巷和廢鋼巷）支護過程中異常礦壓顯現得出，①巷道在掘進和服務期間，變形量較大，兩條巷道均經過多次整修，但圍巖變形發展趨勢仍不穩定；②承受應力高。兩條巷道在掘進和維護期間變形持續發展，并間隔出現“煤炮”聲。總體而言，該區域煤巷支護穩定性主要受高應力作用、復合巖層頂板性質及巷道大斷面因素綜合影響。

置換煤巷煤巖層柱狀圖如圖2所示。偽頂為炭質泥巖，平均厚度為 0.3 m，層理明顯。直接頂為細砂巖，平均厚度 2.3 m，層理明顯，有裂隙含云母。直接頂以上巖層依次為炭質泥巖、粉砂巖和細砂巖，平均厚為1.0、2.0 m和5.8 m，是典型復合頂板。頂板裂隙較發育，完整性差，巖層剛強度差異大，巷道掘進支護過程中易出現較大頂板離層和圍巖大變形。

圖2 煤巖層柱狀圖Fig.2 Histogram of coal seam and strata

3 高應力復合頂板煤巷變形特征

3.1 試驗置換煤巷應力分布特征

褶曲形成的構造應力以及采空區的殘余支承應力對試驗巷道支護穩定性產生重要影響。由于試驗置換煤巷兩側采空區沿褶曲軸部不對稱分布，導致褶曲構造區孤島煤柱垂直應力成不對稱的馬鞍狀分布，如圖3所示，利用三維差分軟件FLAC3D模擬褶曲處煤柱應力分布特征，得出置換煤巷水平應力和垂直應力分別為23.75 MPa和12.35 MPa，側壓系數為1.92，構造區域高水平應力對巷道頂板離層和圍巖變形影響顯著。

圖3 褶曲孤島煤柱支承應力分布Fig.3 Abutment stress distribution in isolated coal pillar with folds

3.2 高應力復合頂板煤巷變形特征研究

在高應力作用下，結合置換煤巷頂板煤巖層物理力學參數，在巷道高度L不變的情況下，L均取4.5 m，隨巷道跨度D增大，D分別取3.5、4.5、5.5、6.5 m時模擬巷道圍巖塑性區分布及位移變形特征，如圖4、5所示，圖例由上至下依次為無、剪切屈服及恢復區、剪切屈服及剪切，張拉恢復區、剪切恢復區。

圖4 不同寬度時巷道圍巖塑性區分布Fig.4 Plastic zone distribution of roadway with different widths of rectangalar cross-section

圖5 不同寬度時巷道圍巖變形量Fig.5 Roadway surrounding rock deformation with different widths of cross-section

由圖4、5可見，（1）隨斷面的增加（3.5～6.5 m），高應力復合頂板巷道塑性區范圍不斷向圍巖深部擴展，采用普通錨桿索支護時，形成的預應力帶厚度和影響范圍小，難以抵抗巷道圍巖的整體變形；（2）復合頂板淺部巖層受拉應力和剪應力疊合作用影響較大，并隨斷面增加，疊合應力破壞范圍持續增加。對于高應力復合頂板大斷面煤巷而言，頂板控制尤為關鍵；（3）隨斷面增大，巷道圍巖整體變形量也快速增加，其中頂板、兩幫移近量大，D=3.5 m時分別為163.72 mm和331.26 mm；D=6.5 m時分別達到354.93 mm和698.13 mm。從變形增加幅度而言，頂板最大，兩幫其次，底板最小。因此，從巷道圍巖變形角度而言，錨桿索支護過程中支護系統剛、強度不夠或采用多次支護均會隱性擴大巷道塑性區及開掘寬度，不利于巷道支護穩定。

對于高應力大斷面復合頂板煤巷，控制的關鍵是頂板，頂板維護不當，不僅導致離層或下沉量大，易誘發冒頂事故；而且加快了兩幫塑性區擴展速度和范圍，進而導致巷道圍巖的整體變形破壞。

4 錨桿索桁架控制系統

結合上述分析得出的高應力大斷面復合頂板煤巷變形特征以及對大斷面隧道、大跨度橋梁及地面大跨空間結構的研究結果[9]，提出以“索-拱”支護結構為核心的錨桿索桁架控制系統。

4.1 基本結構及設計思路

錨桿索桁架控制系統，如圖6所示。它主要由大直徑錨索、專用聯接器、鋼筋梯子梁和高強錨桿組成，巷道開掘后，將單排2根大直徑錨索（19絲φ15.24或φ17.8 mm）沿某一角度伸入頂、幫角深部穩定巖層中。錨索桁架起關鍵支撐作用，保障大斷面復合頂板巖層“大結構”穩定性，利用鋼筋梯子梁串接的高強錨桿與頂板淺部圍巖形成支護拱結構，共同組成頂板“索-拱”支護結構。

圖6 頂板錨桿索桁架支護結構圖Fig.6 Supporting structure with roof bolt and cable truss

錨桿索桁架控制系統不同于傳統錨桿索支護系統設計，對支護系統中各參數選擇要求也較高，圖7為其中錨桿索桁架系統合理參數設計流程。

圖7 錨桿索桁架系統設計流程圖Fig.7 Design process diagram of the supporting system

4.2 支護原理

錨桿索桁架系統對高應力大斷面復合頂板巷道圍巖控制，主要通過高強錨桿和錨索桁架共同作用完成。在高強錨桿安裝結束后，高預應力作用下剛性結構梁形成的拱式結構，能夠形成一定剛強度的淺部承載層，大幅降低頂板淺部巖層的離層和下沉。高強錨索保障深部巖層結構的穩定，“索-拱”體系較單一的索或拱式結構而言具有更大的剛度，不易發生整體失穩，且索與拱式結構有利于協同減弱高應力下非均勻荷載影響[10]。

錨桿索桁架支護的原理可以通過支護系統安裝后頂板圍巖隨支護時間變形圖進行分析，如圖8所示，此處將頂板無支護、傳統錨桿索支護與錨桿索桁架支護進行對比研究，具體分析如下。

（1）頂板無支護頂板變形量與支護時間關系如圖8(a)中曲線1所示，0～t0段為巷道頂板圍巖自穩階段，巷道開掘后，頂板圍巖由三向受壓狀態轉為雙向受壓，頂板巖層剛強度差異較大，巖層間表現為離層，頂板圍巖整體出現一定下沉，但巖層間粘結力作用使得頂板結構暫時未出現破壞；t0～t1段，由于巷道斷面大，頂板圍巖承受應力高，隨開掘時間增加，頂板圍巖結構出現破壞，頂板變形速率增大，頂板出現較大下沉量；t1～t2段，頂板變形量繼續發展，當變形量超過頂板圍巖極限變形量時，頂板變形速率呈倍數增大，并在較短時間內超越頂板自穩極限值，頂板發生冒頂災害事故。

（2）傳統錨桿支護頂板變形量與支護時間關系，如圖8(a)中曲線2所示，0～t3段，巷道開掘后，頂板在巖層間形成的自穩結構和錨桿支護形成的厚層拱形結構共同作用下，頂板出現一定的變形，但變形量不大，且由于高應力作用下大斷面頂板中部區域拉應力隨時間快速增大，頂板深部巖層間出現較大離層，淺部錨桿支護形成的拱形加固層整體出現下沉，此時出現兩種變形類型，如圖 8(a)中曲線3、4所示，其中曲線3為頂板巖層剛強度差異較大或由軟弱巖層組成，頂板變形速率加快，當超過頂板圍巖結構承載極限時，頂板出現大面積的破壞和垮冒。曲線 4是在頂板巖層差異不大且強度較大時，出現頂板大變形，但頂板破碎巖塊間形成承載結構，能保持頂板的基本穩定，但若出現應力擾動情況，易發生突發性垮冒。

圖8 不同支護方式頂板變形與支護時間關系比較Fig.8 Comparison with different typical supporting styles

（3）頂板錨桿索桁架支護頂板變形量與支護時間關系

如圖8(b)所示，0～t0段，巷道開掘后頂板應力狀態改變，使得頂板圍巖出現小幅下沉，但由于采用高預應力錨索桁架與高強錨桿聯合支護，使開掘后的頂板雙向應力狀態轉為近似三向應力狀態，頂板深部巖層離層量小；t0～t1段，高強錨索桁架形成的預應力索結構有效控制頂板深部巖層離層的發展，而高強錨桿形成的預應力剛性拱結構保障了頂板淺部圍巖結構的穩定性。因此，高強錨桿索桁架系統共同組成的預應力“索-拱”結構在高應力大斷面巷道支護過程中使頂板圍巖一直保持良好受壓狀態，有效控制復合頂板離層及整體變形；t1～t2段，巷道頂板承受動壓或其他工程擾動時，破壞了頂板支護結構暫時平衡，頂板出現一定下沉，但由于高強錨索桁架中聯接器與傾斜錨索的楔形效應，頂板下沉量較小，隨支護時間重新形成新的支護平衡結構，使支護期間頂板保持穩定。

4.3 支護系統預應力分布特征

錨桿索桁架控制系統由錨索桁架圍巖控制系統和高強錨桿控制系統組成。在充分保障支護效果基礎上，可減小錨索桁架布置密度，同時增加大直徑的單體錨索。巷道圍巖控制系統中錨索桁架、單體錨索、高強錨桿結構形成的支護預應力場如圖9所示，各支護結構模擬參數設置見表1。

圖9 錨桿索桁架頂板支護預應力場分布Fig.9 Roof prestress field distribution with bolt and cable truss supporting

表1 各支護結構參數設置Table 1 Parameters set in each supporting structure

（1）錨索桁架在頂板巖層中形成的整體預應力帶范圍較大，應力分布形狀呈左右對稱的間隔式閉合環形結構，預應力值從圓環中心向外逐步降低，形成具有一定厚度的預應力帶結構，能大幅降低頂板高應力對復合頂板深部巖層影響程度，減小頂板深部巖層離層量及深部組合巖層的拉應力變形，保障頂板深部巖層的支護穩定。

（2）單體錨索形成的預應力帶呈單一環式結構，且各預應力帶之間相互聯接，在沿巷道走向方向的頂板中部區域形成整體性較強的預應力層。然而，若頂板深部巖層支護僅依靠單體錨索，由于形成的預應力帶范圍小，預應力在頂板深部巖層兩側幾近為 0，高應力作用于復合頂板巷道時，頂板易產生較大離層變形，甚至引發突發性頂板垮冒。

（3）高強錨桿形成的預應力帶整體呈矩形狀分布，內部各單一錨桿間形成的各預應力帶上下左右相互穿插聯接，組成具有一定厚度較完整的預應力承載層，避免頂板弱結構處變形破壞，且預應力帶影響范圍大，也有利于控制復合頂板淺部圍巖的離層和變形，保障頂板淺部圍巖支護結構穩定。

5 工程實踐

5.1 方案及參數設計

綜合錨桿索桁架系統流程圖中參數確定方法及現場巷道工程類比法分析結果，得出高應力大斷面復合頂板試驗煤巷設計方案及具體支護參數，如圖10所示。

圖10 試驗煤巷頂板支護布置圖 (單位: mm)Fig.10 Roof support arrangement diagram of cable and bolt of trial coal roadway (unit: mm)

（1）錨索桁架結構

桁架錨索采用φ15.24 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，錨索長8.1 m，錨索眼深7 m，錨固長度為 1 750 mm。桁架錨索系統中錨索孔口距煤幫1.1 m，預緊力為120 kN，桁架錨索的排距為1.6 m。

（2）單體錨索支護結構

單體錨索為φ17.8 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，錨索長度 7.3 m，單體錨索交替布置在兩組桁架錨索中間，且位于巷道中間位置，排距1.6 m，每排1根。

（3）錨桿支護結構

錨桿為φ20×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼高強錨桿，錨固長度為1 050 mm，錨桿的預緊力矩不小于140 N·m，間排距為800 mm×700 mm。

5.2 井下監測與支護效果

巷道掘進支護后，對圍巖變形進行連續性監測。巷道頂底板變形量為 238 mm，其中，頂板下沉量為166 mm，底臌為72 mm，兩幫移近量145 mm。頂板外離層27 mm，內離層15 mm。隨機抽檢的錨固力大于100 kN頂板錨桿占比在95%以上，錨桿托盤處測力穩定在14 MPa以內。從現場數據觀測結果來看，頂幫控制效果較好，出現一定的底臌量，但并未影響巷道支護穩定性，支護安全可靠，達到了預期目標。

6 結 論

（1）高應力大斷面復合頂板煤巷支護過程中受剪切應力作用明顯，頂板淺部巖層受拉應力較大，并隨斷面增加，拉應力破壞范圍不斷擴展，巷道圍巖變形量增長幅度頂板最顯著，兩幫其次，底板最弱。

（2）研究了“索-拱”支護結構為核心的錨桿索桁架系統，從理論上證實了新型支護系統結構的可靠性及控制高應力大斷面復合頂板煤巷離層和圍巖大變形優越性。

（3）錨桿索桁架系統對高應力大斷面復合頂板煤巷支護效果明顯，支護試驗后巷道頂板變形量僅為原支護時巷道變形的 13.8%，頂板內、外離層量小，保障了置換煤巷圍巖的安全、穩定。

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