高瓦斯松散煤體復合頂煤巷支護參數優化分析＊

徐青云 張 磊 魯 杰 李永明 譚 云

（1.山西大同大學煤炭工程學院，山西省大同市，037003；2.中國礦業大學礦業工程學院，江蘇省徐州市，221116）

1 概況

棗園煤礦23081機巷所在煤層富含瓦斯且透氣性低，煤體結構松散破碎，煤體膠結程度低，頂板巖層裂隙發育、軟弱夾層較多，整體穩定性差。在巷道的掘進過程中，極易發生煤體片幫、垮落、頂板垮冒等安全問題，巷道圍巖變形持續時間長，變形量難以控制，屬典型的高瓦斯松散煤體復合頂煤巷。

圖1 巷道布置層位示意圖

23081機巷所在煤層傾角18°～21°，平均19.5°。23081工作面主采二1煤層，根據工作面臨近鉆孔及23022工作面、23032工作面實際揭露煤層情況分析，工作面煤層厚度最大5.03m，最小4.5m，平均厚度為4.6m，煤層堅固性系數約0.1，為典型的松散煤體，巷道布置層位如圖1所示。

2 模型建立

根據棗園煤業23081機巷的地質條件，對不同規格、不同排距的錨桿錨索支護效果進行模擬，采用FLAC3D 模擬軟件，模型邊界條件上部邊界為應力邊界，其余5個面為固定邊界，采用摩爾-庫侖（Mohr-Coulomb）模型作為本構模型。綜合礦井現有地質資料、巷道尺寸、現有礦壓研究成果等因素確定本模型尺寸為50m×20m×38.6m，共劃分48840個網格和53760個網格節點。為簡化計算，模型中巖石密度取平均密度2500kg／m3，具體巖層劃分及力學參數見表1。

表1 模型力學參數

3 支護參數數值模擬確定

3.1 錨桿支護參數確定

根據棗園煤業現有巷道支護狀況和巷道實際情況，模型采用全斷面錨桿支護，每個支護斷面布置方式相同，針對不同規格錨桿進行數值模擬比較，選取支護效果與經濟效益最優的錨桿規格。支護斷面頂板采用6根錨桿，方案一、方案二和方案三錨桿 分 別 為?20 mm ×2000 mm、?20 mm ×2200mm、?20 mm×2400 mm，錨桿間距800 mm；低幫采用3 根錨桿，錨桿間距850 mm；高幫采用5 根錨桿，錨桿間距800 mm；錨桿排距600mm。模擬3種支護方案，得到3種規格的錨桿支護下巷道圍巖位移規律曲線，見圖2。

圖2顯示3種錨桿支護方案頂底板相對移近量方案一為326 mm、方案二為276 mm、方案三為235 mm，兩幫相對移近量分別為551 mm、541mm、526mm。可見隨著錨桿長度的增加，圍巖的變形量也隨之減少。因此，采用較長長度的錨桿有利于巷道圍巖的長期穩定。但從經濟和施工的角度分析，對于松散的煤幫，隨著孔深的加大，成孔質量難以保證，進而影響施工質量與進度；另外，作為回采巷道23081機巷服務時間相對較短。綜合分析各種條件，23081 機巷頂板宜選用?20 mm×2400 mm 的錨桿支護，而兩幫宜選用?20 mm×2000mm 的錨桿支護。

圖2 不同規格錨桿支護圍巖位移

根據選好的錨桿，模擬選取錨桿排距，每支護斷面頂板布置規格?20mm×2400 mm 的錨桿6根，3個方案錨桿排距分別為800 mm、700 mm、600 mm，錨桿間距800 mm；低幫采用規格?20mm×2000 mm 的錨桿3 根，錨桿間距850 mm；高幫采用規格?20 mm×2000 mm 的錨桿5根，錨桿間距800mm。得到3種規格的錨桿支護下巷道圍位移規律曲線，見圖3。

圖3 錨桿支護布置方案圍巖位移

圖3 顯示3 種不同錨桿排距800 mm、700mm、600mm 支護下，頂底板相對移近量分別為404mm、352 mm、272 mm，兩幫相對移近量分別為983 mm、705 mm、635 mm。可見，減小排距可有效降低圍巖的變形量，尤其是降低頂底板的相對移近量，強化了頂板的安全管理。對于松散煤體復合頂巷道，頂板自身力學性能較差，已發生彎曲下沉甚至一定程度的破碎，同時兩幫松散的煤體對頂板的支撐能力較差，加劇了頂板的變形破壞。因此，強化巷道頂板的控制對維護松散煤體復合頂巷道至關重要。采用較小排距的錨桿支護，減小了掘進過程中懸頂面積，及時向頂板提供永久支護，加強了對頂板的控制。雖然較小的間排距造成了成本的增加，但相對于巷道因大變形翻修的成本仍是很低的。通過對比分析，采用600mm 排距在支護效果和經濟效益上都具有明顯優勢，宜作為支護方案中的錨桿排距。

3.2 錨索支護參數確定

從錨桿支護參數的模擬中可以看出，僅僅依靠錨桿支護巷道淺部圍巖塑性區范圍較大，圍巖自身承載能力較低，導致圍巖變形量較大。因此，在錨桿支護的基礎上，需要通過施工頂板錨索和高幫錨索梁補強支護以控制巷道圍巖變形，維護巷道的長期穩定。

根據選好的錨桿規格和間距，模擬確定錨索規格，3 個方案錨索規格分別為?18.9 mm×5300mm、?18.9 mm×7300 mm、?18.9 mm×8300mm，錨桿按照上述已確定的規格及排列，錨索布置于兩排錨桿之間，每排錨索間距1600mm，排距1200mm。采用2-0-2方式布置錨索加固頂板，對3種不同規格的錨索進行模擬比較分析，選取支護效果與經濟效益最優方案。

模擬3 種規格錨索?18.9 mm×5300mm、?18.9mm×7300mm、?18.9 mm×8300mm 支護下，頂底板相對移近量分別為237mm、211mm、182 mm，兩幫相對移近量分別為453 mm、393mm、339mm。錨索對于頂底板圍巖變形的控制效果較為明顯，巷道位移量大幅下降。錨索長度的改變對頂底板相對移近量的控制也有較大程度的影響，隨著錨索長度的增加，頂板的下沉量有逐漸減小的趨勢，頂板下沉量得到控制之后也相應地改善了底板和兩幫的受力狀態，從而使巷道圍巖整體結構的變形得到了控制。因此，采用?18.9mm×8300mm 錨索是較為合理的選擇。

在確定錨索規格為?18.9mm×8300mm，根據棗園煤礦23081 機巷的圍巖條件，設計3 個方案，第一方案錨索布置為2-0-0-2，排距1800 mm；第二方案錨索布置2-0-2，排距1200mm；第三方案錨索布置2-2-2，排距600 mm。在上述模擬所得結果的基礎上，采用錨桿錨索聯合支護手段，按3種錨索布置方案，對不同排距的錨索支護方式進行模擬分析，選取支護效果較好且經濟效益較優的方案。

模擬結果表明，第一、第二和第三種方案的頂底板相對位移分別為210 mm、182 mm、161mm，兩幫相對位移分別為392 mm、339 mm、281mm。單從對巷道圍巖變形量的控制角度，減小錨索間距有利于巷道圍巖穩定性的控制，但考慮施工進度和支護成本，過度增加錨索所獲得的效益和增加的支護成本不相協調。3 種方案中，2-0-2間距1200mm 布置錨索既可得到較好支護效果，又抑制了過高的支護成本，是較為合理的頂板錨索布置方案。

4 23081機巷支護方案

設計23081機巷斷面為斜頂矩形，全斷面錨桿（索）支護示意圖見圖4。

圖4 23081機巷支護參數圖

頂板采用6根規格為?20mm×2400mm 的左旋全螺紋鋼高強預拉力錨桿，錨桿間排距800mm×600mm，每根錨桿配套M10托盤。高幫采用5根規格為?20mm×2000mm 的左旋全螺紋鋼高強預拉力錨桿支護，錨桿間排距800mm×600mm，每根錨桿配套M10托盤，左幫錨桿與水平方向夾角約10°，右幫錨桿向與水平方向夾角約20°。

低幫采用3根規格為?20mm×2000mm 的左旋全螺紋鋼高強預拉力錨桿支護。錨桿間排距850mm×600 mm，每根錨桿配套M10 托盤，底角錨桿與水平方向夾角約30°。

巷道頂板按2-0-2形式布置2根單體長錨索加強支護，長錨索規格為?18.9 mm×8300 mm，配合規格為400mm×400mm×12mm 及200mm×200mm×10mm 雙托盤 （平墊鋼板）使用；單體錨索布置時向高幫方向帶5°左右的迎山角。每根錨索配6節ZK2335型樹脂錨固劑，錨索預緊力不低于80kN，錨固力不低于150kN。

5 結論

根據棗園煤礦23081 機巷地質條件，利用FLAC3D 建立了數值模擬模型，分別對不同的錨桿（索）參數進行了模擬比較，得到以下結論：

（1）錨桿長度的增加，加厚巷道淺表的錨固層，強化了破碎區和部分塑性區圍巖的強度，有利于改善圍巖的應力狀態，有利于圍巖變形量的控制，但結合巷道的實際情況頂板宜采用2400 mm長錨桿，兩幫宜采用2000mm 長錨桿。

（2）錨桿排距一定范圍內的減小，加強了對淺表破碎圍巖的支護阻力，有利于巷道圍巖穩定性的控制，同時，考慮到軟弱復合頂在高應力作用下易發生離層破碎，所以此類巷道選擇600mm 作為錨桿排距。

（3）由于復合頂厚度較大，采用長8300 mm的錨索，錨索間距為1200mm。

（4）工業性試驗選取23081機巷100m 試驗巷段布置3個測站，監測結果顯示試驗巷道在掘進期間巷道圍巖穩定性較好，在掘進影響穩定期間巷道圍巖變形量較小，巷道成型良好，高幫無明顯鼓出，支護方案較為合理。

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