袁店一井1025風巷錨網索聯合支護技術研究與實踐

祁振

摘 要：基于袁店一井煤礦1025工作面風巷的具體地質條件，為實現巷道順利掘進及有效支護，利用FLAC3D數值模擬軟件，對不同支護條件下巷道支護情況進行了模擬，分析了巷道圍巖位移的分布變化規律，提出了專門針對1025風巷的錨網索聯合支護技術，并對支護效果進行現場監測，實現了較好的技術和經濟效益。

關鍵詞：巷道 數值模擬 聯合支護

中圖分類號：TE2 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2014）05（a）-0096-02

1 工程地質概述

1025工作面處于丁杜周村莊下面，地表有大量農田及溝渠。煤層較穩定，煤層厚度3.15～4.97 m，平均4.0 m。中段至里段煤層傾角較緩5～10°，外段煤層傾角較大13°，總體傾角8°左右。所要掘進的1025風巷東接-470 m水平大巷，南為1026工作面（未掘進），西靠近F4斷層與106采區相鄰，北為DF14斷層保護煤柱。風巷總長度約為1300 m，巷道設計寬度4600 mm，高度3200 mm，呈矩形斷面，面積為14.72 m2。本掘進工作面附近地質柱狀圖如圖1所示。

2 巷道支護數值模擬研究

為了使風巷實現既經濟又有效的支護，對巷道所處的具體地質條件進行分析，并運用經驗法，提出了錨網索聯合支護的初步方案[1]，通過設置不同支護參數，運用flac3D數值模擬軟件對巷道的破壞和變形情況進行分析，通過比較得到最優的支護參數。三種支護方案如下：

方案一：錨索沿頂板單排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為2400 mm；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，兩幫最上面兩根錨桿向上與水平方向呈15°夾角，兩幫最下面兩根錨桿向下與水平方向呈15°夾角。

方案二：錨索沿頂板雙排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為1600×2400 mm；錨桿布置與方案一相同。

方案三：頂部錨桿間排距為1000×1000 mm，幫部錨桿間排距900×1200 mm，其他與方案二相同。

2.1 建立模型

1025風巷所在煤層埋深約為400 m，煤層傾角接近水平，巷道凈斷面為4.6 m× 3.2 m。利用flac3D軟件[2]建立三維模型，模型長寬高確定為40 m×20 m×100 m，共19906個節點，62036個網格。模型巖體力學參數由力學實驗得到，建立數值模擬模型進行計算。

2.2 數值模擬結果分析

為了研究以上三種支護方案的效果如何，本文分別對三種支護方法及切眼巷道無支護時進行模擬，分析切眼在四種不同狀態下的位移場，得到其水平位移及垂直位移變化情況。在無支護狀態下，切眼巷道的兩幫移近量達660 mm，頂底板下沉量約為320 mm，巷道圍巖變形比較嚴重。方案1兩幫移近量為180 mm，頂板下沉量約為160 mm，頂底板移近量為155 mm。方案2兩幫移近量為90 mm，頂底板移近量約為100 mm。方案3兩幫移近量約為210 mm，頂底板移近量為150 mm左右。通過支護，三種方案都很好的控制了底鼓現象，方案一和方案三對于頂板變形控制較未支護時有些改善，但效果仍不理想。方案二比其他兩種方案有較好支護效果，很好的控制了頂底板及兩幫的變形。

通過以上對1025風巷周邊位移場垂直位移及水平位移的分析，通過比較三種支護方案，得出方案二能夠很好的控制巷道圍巖變形，因此其支護效果最佳。由此，1025風巷初步支護方法選用方案二。

3 巷道支護參數確定

對比分析綜合確定1025工作面風巷的支護參數：頂部網片采用菱形金屬網，采用10#鐵絲機械編制，網孔50×50 mm，幫部采用1×50 m礦用高強護幫塑網；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，M型錨桿托盤140×140×8 mm；頂部M型鋼帶長4500 mm，幫部使用梯子梁，長1878 mm，978 mm，每排布置兩根，壓茬連接；錨索選用Φ17.8×6300 mm ，錨索托盤300×300×14 mm，選用Z2550、K2550型樹脂錨固劑。頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，使用兩根Z2550樹脂錨固劑，錨索間排距為1600×240 mm，每根錨索用一根K2550和兩根Z2550樹脂藥卷，沿巷道中頂向左、右各偏800布置一列。

4 現場檢測

為了掌握巷道的支護及圍巖的變形情況，沿風巷支護段每100 m布置一個觀測站，共布置兩處，用“十字”布點法測量巷道兩幫位移及頂底板位移[3]，開始每天觀測一次，一周后每3天觀測一次，連續觀測60 d并記錄數據。

由記錄數據得出，兩監測點總體趨勢一致，兩幫移近量變化緩慢，但有著逐步增加的趨勢，到60 d時兩幫變形量基本穩定在100 mm左右；巷道頂底板在觀測初期變形速率較大，到達20 d左右時短暫穩定，之后變形量又開始慢慢增大，到達50 d時變形量不再明顯變化，穩定在120 mm左右。

5 結論

由以上分析可知，通過方案二的支護作用，巷道圍巖變形處在可以控制的范圍之內，保證了巷道掘進環境的安全。通過現場檢測巷道圍巖的變形，其檢測結果與數值模擬的結果有些出入，但不是很大，說明通過數值模擬來初步確定巷道支護參數的方法是可行的。本文針對1025風巷所處的具體地質條件專門研究設計出的支護方案，在實踐中得到了良好的技術及經濟效益，同時也可以在該礦類似地質條件下使用。

參考文獻

[1] 陳光炎，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1999：138-140.

[2] 陳育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基礎與工程實例[M].中國水利水電出版社，2009：20-31.

[3] 陳曉祥，楊凱凱，等.高應力回采巷道圍巖變形特征及協調支護技術研究[J].河南理工大學學報：自然科學版，2012，147（4）：30-35.endprint

摘 要：基于袁店一井煤礦1025工作面風巷的具體地質條件，為實現巷道順利掘進及有效支護，利用FLAC3D數值模擬軟件，對不同支護條件下巷道支護情況進行了模擬，分析了巷道圍巖位移的分布變化規律，提出了專門針對1025風巷的錨網索聯合支護技術，并對支護效果進行現場監測，實現了較好的技術和經濟效益。

關鍵詞：巷道 數值模擬 聯合支護

中圖分類號：TE2 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2014）05（a）-0096-02

1 工程地質概述

1025工作面處于丁杜周村莊下面，地表有大量農田及溝渠。煤層較穩定，煤層厚度3.15～4.97 m，平均4.0 m。中段至里段煤層傾角較緩5～10°，外段煤層傾角較大13°，總體傾角8°左右。所要掘進的1025風巷東接-470 m水平大巷，南為1026工作面（未掘進），西靠近F4斷層與106采區相鄰，北為DF14斷層保護煤柱。風巷總長度約為1300 m，巷道設計寬度4600 mm，高度3200 mm，呈矩形斷面，面積為14.72 m2。本掘進工作面附近地質柱狀圖如圖1所示。

2 巷道支護數值模擬研究

為了使風巷實現既經濟又有效的支護，對巷道所處的具體地質條件進行分析，并運用經驗法，提出了錨網索聯合支護的初步方案[1]，通過設置不同支護參數，運用flac3D數值模擬軟件對巷道的破壞和變形情況進行分析，通過比較得到最優的支護參數。三種支護方案如下：

方案一：錨索沿頂板單排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為2400 mm；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，兩幫最上面兩根錨桿向上與水平方向呈15°夾角，兩幫最下面兩根錨桿向下與水平方向呈15°夾角。

方案二：錨索沿頂板雙排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為1600×2400 mm；錨桿布置與方案一相同。

方案三：頂部錨桿間排距為1000×1000 mm，幫部錨桿間排距900×1200 mm，其他與方案二相同。

2.1 建立模型

1025風巷所在煤層埋深約為400 m，煤層傾角接近水平，巷道凈斷面為4.6 m× 3.2 m。利用flac3D軟件[2]建立三維模型，模型長寬高確定為40 m×20 m×100 m，共19906個節點，62036個網格。模型巖體力學參數由力學實驗得到，建立數值模擬模型進行計算。

2.2 數值模擬結果分析

為了研究以上三種支護方案的效果如何，本文分別對三種支護方法及切眼巷道無支護時進行模擬，分析切眼在四種不同狀態下的位移場，得到其水平位移及垂直位移變化情況。在無支護狀態下，切眼巷道的兩幫移近量達660 mm，頂底板下沉量約為320 mm，巷道圍巖變形比較嚴重。方案1兩幫移近量為180 mm，頂板下沉量約為160 mm，頂底板移近量為155 mm。方案2兩幫移近量為90 mm，頂底板移近量約為100 mm。方案3兩幫移近量約為210 mm，頂底板移近量為150 mm左右。通過支護，三種方案都很好的控制了底鼓現象，方案一和方案三對于頂板變形控制較未支護時有些改善，但效果仍不理想。方案二比其他兩種方案有較好支護效果，很好的控制了頂底板及兩幫的變形。

通過以上對1025風巷周邊位移場垂直位移及水平位移的分析，通過比較三種支護方案，得出方案二能夠很好的控制巷道圍巖變形，因此其支護效果最佳。由此，1025風巷初步支護方法選用方案二。

3 巷道支護參數確定

對比分析綜合確定1025工作面風巷的支護參數：頂部網片采用菱形金屬網，采用10#鐵絲機械編制，網孔50×50 mm，幫部采用1×50 m礦用高強護幫塑網；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，M型錨桿托盤140×140×8 mm；頂部M型鋼帶長4500 mm，幫部使用梯子梁，長1878 mm，978 mm，每排布置兩根，壓茬連接；錨索選用Φ17.8×6300 mm ，錨索托盤300×300×14 mm，選用Z2550、K2550型樹脂錨固劑。頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，使用兩根Z2550樹脂錨固劑，錨索間排距為1600×240 mm，每根錨索用一根K2550和兩根Z2550樹脂藥卷，沿巷道中頂向左、右各偏800布置一列。

4 現場檢測

為了掌握巷道的支護及圍巖的變形情況，沿風巷支護段每100 m布置一個觀測站，共布置兩處，用“十字”布點法測量巷道兩幫位移及頂底板位移[3]，開始每天觀測一次，一周后每3天觀測一次，連續觀測60 d并記錄數據。

由記錄數據得出，兩監測點總體趨勢一致，兩幫移近量變化緩慢，但有著逐步增加的趨勢，到60 d時兩幫變形量基本穩定在100 mm左右；巷道頂底板在觀測初期變形速率較大，到達20 d左右時短暫穩定，之后變形量又開始慢慢增大，到達50 d時變形量不再明顯變化，穩定在120 mm左右。

5 結論

由以上分析可知，通過方案二的支護作用，巷道圍巖變形處在可以控制的范圍之內，保證了巷道掘進環境的安全。通過現場檢測巷道圍巖的變形，其檢測結果與數值模擬的結果有些出入，但不是很大，說明通過數值模擬來初步確定巷道支護參數的方法是可行的。本文針對1025風巷所處的具體地質條件專門研究設計出的支護方案，在實踐中得到了良好的技術及經濟效益，同時也可以在該礦類似地質條件下使用。

參考文獻

[1] 陳光炎，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1999：138-140.

[2] 陳育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基礎與工程實例[M].中國水利水電出版社，2009：20-31.

[3] 陳曉祥，楊凱凱，等.高應力回采巷道圍巖變形特征及協調支護技術研究[J].河南理工大學學報：自然科學版，2012，147（4）：30-35.endprint

摘 要：基于袁店一井煤礦1025工作面風巷的具體地質條件，為實現巷道順利掘進及有效支護，利用FLAC3D數值模擬軟件，對不同支護條件下巷道支護情況進行了模擬，分析了巷道圍巖位移的分布變化規律，提出了專門針對1025風巷的錨網索聯合支護技術，并對支護效果進行現場監測，實現了較好的技術和經濟效益。

關鍵詞：巷道 數值模擬 聯合支護

中圖分類號：TE2 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2014）05（a）-0096-02

1 工程地質概述

1025工作面處于丁杜周村莊下面，地表有大量農田及溝渠。煤層較穩定，煤層厚度3.15～4.97 m，平均4.0 m。中段至里段煤層傾角較緩5～10°，外段煤層傾角較大13°，總體傾角8°左右。所要掘進的1025風巷東接-470 m水平大巷，南為1026工作面（未掘進），西靠近F4斷層與106采區相鄰，北為DF14斷層保護煤柱。風巷總長度約為1300 m，巷道設計寬度4600 mm，高度3200 mm，呈矩形斷面，面積為14.72 m2。本掘進工作面附近地質柱狀圖如圖1所示。

2 巷道支護數值模擬研究

為了使風巷實現既經濟又有效的支護，對巷道所處的具體地質條件進行分析，并運用經驗法，提出了錨網索聯合支護的初步方案[1]，通過設置不同支護參數，運用flac3D數值模擬軟件對巷道的破壞和變形情況進行分析，通過比較得到最優的支護參數。三種支護方案如下：

方案一：錨索沿頂板單排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為2400 mm；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，兩幫最上面兩根錨桿向上與水平方向呈15°夾角，兩幫最下面兩根錨桿向下與水平方向呈15°夾角。

方案二：錨索沿頂板雙排布置，頂部錨索選用Φ17.8×6300 mm，排距為1600×2400 mm；錨桿布置與方案一相同。

方案三：頂部錨桿間排距為1000×1000 mm，幫部錨桿間排距900×1200 mm，其他與方案二相同。

2.1 建立模型

1025風巷所在煤層埋深約為400 m，煤層傾角接近水平，巷道凈斷面為4.6 m× 3.2 m。利用flac3D軟件[2]建立三維模型，模型長寬高確定為40 m×20 m×100 m，共19906個節點，62036個網格。模型巖體力學參數由力學實驗得到，建立數值模擬模型進行計算。

2.2 數值模擬結果分析

為了研究以上三種支護方案的效果如何，本文分別對三種支護方法及切眼巷道無支護時進行模擬，分析切眼在四種不同狀態下的位移場，得到其水平位移及垂直位移變化情況。在無支護狀態下，切眼巷道的兩幫移近量達660 mm，頂底板下沉量約為320 mm，巷道圍巖變形比較嚴重。方案1兩幫移近量為180 mm，頂板下沉量約為160 mm，頂底板移近量為155 mm。方案2兩幫移近量為90 mm，頂底板移近量約為100 mm。方案3兩幫移近量約為210 mm，頂底板移近量為150 mm左右。通過支護，三種方案都很好的控制了底鼓現象，方案一和方案三對于頂板變形控制較未支護時有些改善，但效果仍不理想。方案二比其他兩種方案有較好支護效果，很好的控制了頂底板及兩幫的變形。

通過以上對1025風巷周邊位移場垂直位移及水平位移的分析，通過比較三種支護方案，得出方案二能夠很好的控制巷道圍巖變形，因此其支護效果最佳。由此，1025風巷初步支護方法選用方案二。

3 巷道支護參數確定

對比分析綜合確定1025工作面風巷的支護參數：頂部網片采用菱形金屬網，采用10#鐵絲機械編制，網孔50×50 mm，幫部采用1×50 m礦用高強護幫塑網；錨桿選用Ф20×2400 mm等強樹脂錨桿，M型錨桿托盤140×140×8 mm；頂部M型鋼帶長4500 mm，幫部使用梯子梁，長1878 mm，978 mm，每排布置兩根，壓茬連接；錨索選用Φ17.8×6300 mm ，錨索托盤300×300×14 mm，選用Z2550、K2550型樹脂錨固劑。頂部錨桿間排距為800×800 mm，幫部錨桿間排距900×800 mm，使用兩根Z2550樹脂錨固劑，錨索間排距為1600×240 mm，每根錨索用一根K2550和兩根Z2550樹脂藥卷，沿巷道中頂向左、右各偏800布置一列。

4 現場檢測

為了掌握巷道的支護及圍巖的變形情況，沿風巷支護段每100 m布置一個觀測站，共布置兩處，用“十字”布點法測量巷道兩幫位移及頂底板位移[3]，開始每天觀測一次，一周后每3天觀測一次，連續觀測60 d并記錄數據。

由記錄數據得出，兩監測點總體趨勢一致，兩幫移近量變化緩慢，但有著逐步增加的趨勢，到60 d時兩幫變形量基本穩定在100 mm左右；巷道頂底板在觀測初期變形速率較大，到達20 d左右時短暫穩定，之后變形量又開始慢慢增大，到達50 d時變形量不再明顯變化，穩定在120 mm左右。

5 結論

由以上分析可知，通過方案二的支護作用，巷道圍巖變形處在可以控制的范圍之內，保證了巷道掘進環境的安全。通過現場檢測巷道圍巖的變形，其檢測結果與數值模擬的結果有些出入，但不是很大，說明通過數值模擬來初步確定巷道支護參數的方法是可行的。本文針對1025風巷所處的具體地質條件專門研究設計出的支護方案，在實踐中得到了良好的技術及經濟效益，同時也可以在該礦類似地質條件下使用。

參考文獻

[1] 陳光炎，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1999：138-140.

[2] 陳育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基礎與工程實例[M].中國水利水電出版社，2009：20-31.

[3] 陳曉祥，楊凱凱，等.高應力回采巷道圍巖變形特征及協調支護技術研究[J].河南理工大學學報：自然科學版，2012，147（4）：30-35.endprint