錨網索互補協同支護技術在梨園河煤礦的應用研究

劉錦榮

（大同煤礦集團有限責任公司 技術中心，山西 大同 037003）

梨園河煤礦2號煤層為厚煤層，采用綜采放頂煤開采，工作面巷道頂板和兩幫均為煤體，面臨全煤巷道的支護問題；受到水平應力大于垂直應力、頂板巖層中夾雜2～3層煤線、斷層、采動壓力等影響，巷道變形大，維護極其困難；通過理論研究、數值模擬等手段，采用了錨網索互補協同支護技術，可使綜放回采巷道變形得到良好控制。

1 煤礦的現場概況

梨園河煤礦屬劉家山井田，地層走向近東西，傾向南，地層傾角0～8°，呈單斜構造、地質簡單；主采煤層為太原組煤系地層的2號、5號、6號煤層，其中2號煤層厚度平均6.88m，采用綜采放頂煤開采。22110工作面位于該礦二水平南部221采區，埋深169～190 m，工作面走向長805m，傾斜長137m。偽頂為泥巖，厚度一般0.1 m；直接頂以砂質頁巖為主，平均厚度1.69 m；老頂為K2砂巖，平均厚度6.81m。底板為深灰色中細砂巖，平均厚度2.72m。2號層綜放工作面的回采巷道，過去一般采用11號工字鋼棚支護，棚梁長2.6～4.5 m，棚腿長2.7～2.8 m，棚距800～1 000 mm；受動壓影響后，巷道變形嚴重，梁腿扭曲，需反復維修。后期采用金屬棚加錨桿（長1.8m、φ16mm）網支護后，仍要多次維修；尤其工作面開切眼斷面大，支護很困難。工作面切眼為矩形斷面，掘進寬度6.5 m，掘進高度2.8 m，掘進毛斷面積18.2 m2。

2 互補協同支護理論

互補協同支護理論認為，巷道圍巖與支護體之間要達到互補，支護體內部各要素之間也要達到互補，要充分調動各自的承載特性，實現變形能量的最佳分布。綜放回采巷道互補協同支護的基本原理是：通過對關鍵部位的合理有效支護，限制圍巖關鍵部位產生有害變形或差異性變形，使支護體的結構及力學特性與巷道圍巖的結構及力學特性達到變形協調。各種支護體間不是同時聯合加強支護的、而是取長補短的，從而大大改善支護體的整體性能，以達到控制圍巖大變形的目的。互補協同支護的主要特征如下：

1）強度互補。由于綜放回采巷道圍巖本身的巨大變形能，單純采取高強度支護不可能達到成功支護目的。巷道頂幫各部位受到動壓進入塑性后，本身仍有較強的承載能力，因此應在不破壞圍巖本身承載強度的基礎上，充分釋放其圍巖變形能，再實施支護。

2）剛度互補。由于綜放回采巷道的破壞主要是變形不協調引起的，故不同支護體系的剛度應該相互補償。一方面支護體要有一定柔性，允許巷道圍巖具有足夠變形空間，避免圍巖由變形引起的能量積聚；另一方面支護體又要有足夠剛度，將圍巖控制在允許變形范圍之內，避免因過度變形而過分破壞圍巖本身的承載能力。

3）結構互補。對于圍巖結構面產生的非連續變形，通過支護體對該部位進行加強互補支護、限制其不連續變形，防止因個別部位的失效引起整個支護體的失穩、達到成功支護目的。

3 錨網索互補協同支護技術

錨網索互補協同支護的實質是：對于圍巖由于動壓引起的較大塑性變形帶來的變形不協調，通過錨桿、錨索的多次支護，使圍巖和支護變形協調，從而限制圍巖產生變形破壞，實現時間和空間上的支護單元優勢互補，最終實現對綜放回采巷道圍巖穩定性的有效控制。

實現錨網索互補協同支護，要依靠錨網索與圍巖的耦合支護，包括錨網與圍巖的初次耦合支護，以及在此基礎上、采用錨索對關鍵部位進行二次剛柔耦合支護。在支護與巷道掘進的這一動態施工作業過程中，要依據圍巖變形等礦壓監測結果，要正確確定二次支護的關鍵部位和二次耦合支護的最佳時間，因此錨網索互補協同支護成功的關鍵是關鍵部位和二次互補支護最佳時間的確定。

一般沿煤層掘進的巷道，兩幫煤層的強度通常較巷道頂、底板巖層強度低。在開巷后二次應力的作用下，圍巖塑性區首先產生在強度最低的兩幫和應力集中程度最高的角部，隨著幫、角塑性區的發展，其它部位的塑性區也在逐漸發展，但最終仍以幫、角的塑性區為最大。圍巖塑性區產生以后，其范圍大小對巷道圍巖變形量與底臌量影響最大。因此，薄弱的幫、角即為關鍵部位。

對梨園河煤礦22110綜放工作面巷道掘進施工中的錨網索互補支護的時空問題進行了數值模擬研究，其中設定了多個巷道表面位移監測斷面，分別對巷道的兩幫及頂底板位移進行跟蹤監測。根據表面位移曲線，當監測斷面距迎頭約為32.5～39 m時，位移增量很少，巷道圍巖位移趨于穩定，由此判定滯后迎頭（或錨網支護）32.5～39m是進行二次錨索耦合支護的最佳支護時段。

4 22210綜放面開切眼互補支護參數的數值模擬

4.1 模擬模型與支護方案設計

采用有限差分數值計算程序FLAC5.0，對互補協同支護參數進行多方案比較，得出合理支護初始設計。模擬范圍的長和寬分別為75m和75.6 m，橫向和縱向網格分別為90個和85個。采用應力邊界條件為：模型上表面施加均勻的垂直壓應力，模型兩側面施加隨深度變化的水平壓應力，模型下表面垂直位移固定。見圖1。

圖1 模擬模型網格劃分及支護斷面

根據巷道的地質和技術條件，建立17個模擬方案，分別模擬頂板錨桿根數、錨桿直徑、錨桿排距、錨桿長度、錨索根數、錨索直徑對巷道支護效果的影響。

4.2 開切眼數值模擬結果分析

1）頂板錨桿根數對支護效果的影響：當頂板僅有6根錨桿時（見圖2），頂板下沉量、兩幫移近量和剪切破壞范圍較大。當錨桿數增至8根時（見圖3），巷道頂板下沉量145.8 mm，減小了164.6 mm，降低了53%；巷幫移近量為186.4 mm，減小了200.8 mm，降低了51.9%，頂板和兩幫的變形得到有效控制。當錨桿數增至9根時，支護狀況與8根時相差不大。頂板每排8根錨桿較合理。

圖2 開切眼圍巖破壞狀況（錨桿支護，6根）

圖3 開切眼圍巖破壞狀況（錨桿支護，8根）

2）錨桿直徑對支護效果的影響：隨著錨桿直徑加大，頂板下沉和兩幫移近量一直在減小。從φ16mm到φ18 mm，頂板下沉降低128.5 mm，降低了46.8%；從φ18 mm增加到φ22 mm，支護效果不明顯。故φ18 mm是合理的錨桿直徑。

3）錨桿排距對支護效果的影響：錨桿排距從0.5 m到0.8 m，頂板下沉量變化不大。排距從0.8 m加大到1.0m，頂板下沉量增加了102.8 mm，增加了41.3%，對頂板的支護效果明顯削弱。故0.8m是合理的排距。

4）錨桿長度對支護效果的影響：錨桿長度為1.8m、2.0m和2.2m時，頂板下沉量比2.4 m時分別增加增加了111、95、88mm。故2.4m是安全合理的錨桿長度。

5）錨索根數對支護效果的影響：當頂板沒有錨索時，巷道頂板下沉量增加了121.5 mm，增加了45.4%，變化非常明顯，嚴重威脅著頂板的支護安全，所以采用錨索支護的作用十分明顯。

5 22210綜放開切眼的支護方案與實施效果

圖4 22110綜放開切眼支護方案

1）綜放開切眼支護方案確定：上述理論分析和數值模擬結果為基礎，綜合現場施工經驗與技術，確定了22110工作面切眼錨網索組合支護系統的支護參數如下，見圖4。①頂板支護：錨桿桿體18號左旋無縱筋高強螺紋鋼筋，長度2.4m，桿尾螺紋M20，樹脂加長錨固，錨固長度1300mm。鋼筋托梁采用直徑14mm的鋼筋焊接而成，寬度80 mm，長度3.2 m。托板采用拱型高強度托盤，采用菱形金屬網護頂。錨桿排距0.8 m，每排8根錨桿，間距0.9 m。錨索直徑15.24 mm，長度6.3 m，加長錨固。錨索每排2根，排距1.2 m，配套金屬托板規格300 mm×300 mm×12 mm。②巷幫支護：錨桿（采空區側）桿體18號左旋無縱筋高強螺紋鋼筋，長度2.0 m，桿尾螺紋M20。錨桿（工作面側）桿體為直徑18 mm玻璃鋼錨桿，長度2.0 m，桿尾螺紋M20。樹脂端部錨固。鋼筋托梁采用直徑14 mm的鋼筋焊接而成，寬度80 mm，長度2.6 m。托板采用拱型高強度托盤，采用菱形金屬網護幫。錨桿排距0.8 m，每排每幫4根錨桿，間距0.8 m。

2）現場實施效果。在開切眼內分別安裝了表面位移測點、頂板離層儀，并設專人檢測詳細礦壓。

①巷道表面位移。采用十字布點法對切眼表面位移監測，結果顯示，巷道頂底移近量平均25 mm左右，巷道頂板下沉量基本為0。兩幫移近量70mm左右，以靠近采空區側巷幫移近量為主，平均55 mm。從巷道整體變形來看，巷道表面位移量很小，沒有發生大的變形破壞。②頂板離層。在切眼中共設置6個頂板離層儀，結果顯示，除個別離層儀顯示1～2 mm外，其它離層儀均沒有變化，巷道深部和淺部離層值基本為零。③從礦壓監測結果看出：錨網索支護方式完全適用于工作面切眼，采用錨索網互補協同支護技術的效果顯著。

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