煤巷錨桿支護設計及數值模擬

張建軍

（山西陽城陽泰集團小西煤業有限公司，山西 晉城 048000）

全煤巷道在掘進過程中破壞了原煤體應力平衡狀態，使煤巖體內應力在巷道開挖空間進行釋放。地應力在釋放時對巷道圍巖產生破壞作用，在巷道圍巖內產生松動圈，圍巖產生應力顯現現象，主要表現在兩幫收縮、底板鼓起、頂板下沉破碎等。煤礦巷道中主要采用錨桿、錨索、鋼棚、注漿等支護方式進行圍巖維護，但是在實際支護中由于對巷道煤巖體破壞程度了解不夠，支護措施對圍巖破壞區無法進行有效支護，導致支護效果差，無法滿足巷道安全快速掘進需求。本文以小西煤礦3107巷為例，合理分析了巷道圍巖破碎情況，并采取合理的錨桿支護措施。

1 概況

山西陽城陽泰集團小西煤業有限公司3107 進風順槽位于井田一盤區西翼，巷道設計長度1200 m，巷道斷面規格為寬×高=4.5×4.0 m，巷道掘進煤層為3#煤層，煤層平均厚度為4.0 m。3#煤直接頂為細粒砂巖、砂質泥巖，局部為粉砂質泥巖、泥巖或泥質粉砂巖，平均厚度為4.5 m；基本頂為灰色細粒砂巖、泥巖互層，平均厚度為7.45 m。

3107 進風順槽沿3#煤層頂底板掘進，施工巷道北部為3107 回風順槽（已掘進到位），東部為一盤區軌道巷、膠帶大巷、回風大巷，南部為3107膠帶進風順槽（已掘進到位），西部為回采煤層。由于3107 進風順槽與3107 膠帶進風順槽間隔預留煤柱寬度為20 m，3107進風順槽布置在應力集中區，且巷道為全煤巷掘進，受應力影響巷道圍巖煤體穩定性差，圍巖破碎嚴重，支護效果差。

2 圍巖觀察分析

為了深入了解3107 進風順槽圍巖破碎情況，決定對圍巖煤體施工窺視孔，并對其孔壁成型情況進行觀察。

2.1 窺視孔布置參數

（1）在3107 進風順槽共計布置兩組測點，分別位于巷道開口處以及巷道掘進20 m 處。每組測點布置三個窺視孔（1#、2#、3#），其中1#、2#窺視孔布置在巷幫上，3#窺視孔布置在頂板上。

（2）1#窺視孔為左幫窺視孔，2#為右幫窺視孔，1#、2#孔布置在距頂板1.5 m 處巷幫上，孔直徑為32 mm，深度為5.0 m，窺視孔垂直巷幫布置。3#窺視孔布置在巷道中部頂板上，鉆孔直徑為32 mm，深度為8.0 m，垂直頂板布置。

2.2 窺視孔孔壁觀察

（1）窺視孔施工完畢后，采用鉆機對鉆孔進行吹屑，吹屑時間為3～5 min。吹孔后保證孔內粉塵散去，以免影響孔內能見度及窺視效果。

（2）吹孔完成后，采用CHK7.2（B）型鉆孔成像儀對窺視孔孔壁進行觀察。先將鉆孔窺視儀探頭與安裝桿連接、傳輸線與測位儀連接，然后將探頭插入鉆孔，觀察不同深度圍巖應力破碎情況。

2.3 窺視結果分析

（1）頂板情況。頂板鉆孔窺視錄像顯示，頂板往上1.2 m 范圍內泥巖局部存在裂隙；在1.2～4.27 m范圍內內巖體較完整，僅存在一條較小的裂隙；在4.27～8.0 m 范圍內巖體未出現破壞現象。整體來說，頂板圍巖完整性較好。

（2）右幫。右幫煤體鉆孔窺視錄像顯示，在鉆孔深0～0.4 m 處，破碎明顯，呈塊狀破碎狀態；0.4～1.5 m 處煤體破碎程度高，完整性差；1.5 m 范圍外煤體破碎程度較低，整體完整性好。

（3）左幫。左幫煤體鉆孔窺視錄像顯示，在左幫鉆孔深度0～1.7 m 范圍內煤體完整性好；在1.7～2.0 m 范圍內，煤體破壞嚴重；在2.0 m 范圍外，煤體破碎程度較低，整體完整性好。3107 進風順槽圍巖整體破碎情況斷面示意圖如圖1 所示。

圖1 3107 進風順槽圍巖整體破碎情況斷面示意圖

3 錨桿（索）支護設計

3.1 支護方案

3.1.1 巷幫支護

（1）通過施工窺視孔對巷幫圍巖觀察發現，在左幫垂直深度1.5 m 范圍內煤體破碎嚴重，在右幫垂直深度2.5 m 范圍內煤體破碎嚴重。所以決定對左幫采用長度為2.0 m、直徑為20 mmHRB335 型螺紋鋼錨桿。錨桿屈服強度為335 MPa，抗拉強度為490 MPa，拉斷載荷為153.9 kN，延伸率為16%，每排布置4 根，間距為0.9 m，排距為1.0 m。

（2）為了適應右幫大變形圍巖條件，提高支護與變形圍巖的耦合作用，決定對右幫采用長度為2.5 m、直徑為20 mmHRB500 型螺紋鋼錨桿。錨桿屈服強度為500 MPa，抗拉強度為670 MPa，拉斷載荷為254.7 kN，延伸率為16%，每排布置4 根，間距為0.9 m，排距為1.0 m。

（3）巷幫錨桿托板采用長度為0.48 m、寬度為0.25 m“W”型鋼帶，采用150×150×8 mm 的方形托板及1010 尼龍墊圈進行預緊。

3.1.2 頂板支護

（1）由圖2 可知，在巷道頂板1.0 m 范圍內頂板穩定性差，在1.0 m 以外頂板巖體相對穩定。所以決定對頂板采用長度2.5 m、直徑22 mmHRB600型螺紋鋼錨桿。錨桿屈服強度為600 MPa，抗拉強度為800 MPa，拉斷載荷為304.1 kN，延伸率為16%，每排布置5 根，間排距為1.0 m。

（2）頂板錨索采用1×19 結構、直徑為21.6 mm、長度為6.0 m 的高強度鋼絞線，設計拉斷載荷為583 kN，延伸率為7%。每排布置3 根，錨索間距為1.8 m，排距為3.0 m。

（3）頂板同一排錨桿采用鋼筋梯子梁進行固定預緊。鋼筋直徑為18 mm，梯子梁寬度為0.15 m，長度為4.2 m。在安裝錨桿的位置焊接上兩道縱筋，縱筋間距為0.1 m。

3.2 支護效果分析

為了直觀地對3107 進風順槽采取錨桿（索）支護后圍巖應力變化情況進行分析，決定采用FLAC3D數值模擬軟件進行建模、模擬。

（1）巷道開挖后在支護前通過分析發現，巷道開挖中破壞了原來的應力平衡狀態。隨著時間的推移，巷道圍巖內部應力重新分布，巷道圍巖變形增大，靠近巷道周邊圍巖產生屈服破壞，頂板屈服范圍約為2.5 m，兩幫屈服范圍約為1.5 m，頂板和兩幫圍巖屈服破壞深度均達到較大范圍。巷道極易產生破壞，兩幫嚴重片幫，頂板下沉量最大為61.8 mm，底鼓量最大為92.1 mm，兩幫移近量124.0 mm。

（2）巷道采用錨桿（索）支護后，在錨桿支護擠壓加固和整體錨固作用下，將頂板和兩幫圍巖屈服破壞范圍形成整體錨固結構體，巷道圍巖的屈服破壞情況以及垂直應力情況得到有效控制和改善。支護后垂直應力最大值降低為5.56 MPa，如圖2 所示。錨桿錨索聯合支護條件下頂板下沉量控制在20.1 mm，底鼓量最大為16.3 mm，兩幫移近量24.8 mm。

圖2 巷道錨桿（索）支護后圍巖垂直應力分布圖

4 結論

通過對3107 進風順槽全煤掘進期間圍巖變形、破壞情況進行觀察，提出了合理有效的錨桿（索）支護設計。利用FLAC3D數值模擬軟件分析了煤巷圍巖支護后應力變化及變形情況，證明采取支護措施后，控制了圍巖變形、破壞現象，降低了圍巖應力作用，保證了應力區煤巷安全快速掘進。