基于高強吸能錨桿支護的煤柱合理留設尺寸研究

林繼凱，張 彥，郝 陽

(1.山西省長治經坊煤業有限公司，山西 長治 047100；2.中國礦業大學 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，江蘇 徐州 221116)

合理優化煤柱尺寸不僅可以減少煤炭資源浪費，提高經濟效益，而且有助于生產管理，減少井下安全事故的發生[1]。針對煤柱尺寸留設不合理所造成的巷道變形、頂板垮落和底臌現象，諸多學者進行了大量的研究和試驗，并取得了豐碩的成果[2-7]。目前，許多礦井采用高強螺紋鋼樹脂錨桿支護技術，在很多現場實踐中有效地維護了巷道的穩定[8-14]。但是在采空區邊緣和強采動壓力的影響下，傳統支護方式往往不能滿足留設小煤柱巷道的支護要求[15]。以經紡煤業3-508綜放工作面為研究背景，設計一種采用新型高強穩阻吸能錨桿的支護方案，經過力學試驗測試和數值模擬，研究結果證明了新支護方案適用于綜放工作面小煤柱巷道支護[16]。試驗數據和模擬結果為經紡煤業其他工作面的煤柱留設提供科學指導依據。

1 高強吸能錨桿機理研究

1.1 高強吸能錨桿構造

新型高強穩阻吸能錨桿的結構如圖1所示。

圖1 高強穩阻吸能錨桿的結構

錨桿構造主要包括桿體，套管以及一圈剛性小球。該吸能錨桿是一種組合結構，產生工作阻力的機制主要是剛性小球與桿體、套管之間的接觸力在桿體軸向上的分力。現場施工過程中，在圍巖鉆孔末端塞入樹脂藥卷，插入桿體，攪拌樹脂藥卷使桿體固定在鉆孔中，插入套管，安裝剛性小球，并安裝螺母，使組合結構完成安裝。

與其他吸能錨桿相比，高強穩阻吸能錨桿的工作阻力穩定，材料要求低，20#鋼、軸承及鋼珠均可在市面范圍內獲得。

1.2 高強吸能錨桿工作機制

該吸能錨桿的工作阻力機理是由所有小球對套管在軸向方向的接觸力的合力。吸能錨桿的工作機制如圖2所示。

當圍巖產生沿巷道徑向的位移時，圍巖通過托盤，對套管產生拉力。隨著套管的運動，套管和桿體之間的間距減小，則剛性小球會嵌入到套管和桿體中。由于套管斜面的存在，剛性小球會對套管產生沿徑向和軸向的接觸力。

圖2 高強穩阻吸能錨桿的工作機制

由于剛性小球與套管接觸，使得套管內壁產生了塑性流動，因此，實現了恒定工作阻力的機制，該階段的工作阻力穩定，吸能錨桿實現了穩定的工作阻力支護。“吸能”的內涵是在穩定的工作阻力下，套管隨著圍巖的變形能夠協調運動，從而能夠釋放積聚在圍巖內的彈性應變能，同時對于以圍巖動能為主的能量釋放起到吸收的作用。當剛性小球運動到套管終點后，支護行程結束。

1.3 高強吸能錨桿的靜力學特性實驗

高強穩阻吸能錨桿的靜力學特性試驗采取的是萬能試驗機。試驗的目的是對新型錨桿的靜力學特性進行研究，對新型吸能錨桿功進行了100多次靜態拉拔測試。測試試件抗拉特性的測定是通過將試件固定在最底部的夾頭，另一端隨著可調節高度的衡量來實現的。在拉拔試驗期間，載荷和位移的獲取分別在自于底部固定端的力傳感器以及橫梁上的位移傳感器。

新的吸能錨桿的運動過程如圖3所示，其運動過程可以分為三個階段。

圖3 不同鋼珠數的吸能錨桿載荷-位移試驗曲線

階段Ⅰ：該階段內，剛性小球和套管、桿體的接觸應力在套管、桿體材料的彈性極限內。該階段整體位移太小，無法在載荷-位移曲線中明顯標記。

階段Ⅱ：當小球開始嵌入套管，此時接觸應力超過套管的屈服點，當工作阻力增加到115kN時，其增長速率將急速下降。這個現象表明剛性小球相對移動到斜面末端。a點和b點之間的位移約為27mm，此距離與斜面高度與鋼球半徑的差值基本相等。

階段Ⅲ：隨著套管的進一步移動，從b點到c點的位移為273mm，工作阻力從115kN增加到120kN。吸能錨桿在穩定工作阻力下，能夠對圍巖起到長距離支護，通過其力與位移的塑性做功，達到吸收圍巖釋放的動能、對積聚的彈性應變能起減緩作用。針對裝有不同鋼珠數的吸能錨桿分別進行靜態拉拔測試，測試結果如圖4所示。

圖4 新型吸能錨桿的運動過程

由圖4可知，錨桿在25mm的位移下，工作阻力迅速增加到峰值，這表明新型吸能錨桿可以在小變形的情況下及時的抑制圍巖的變形。當工作阻力超過峰值載荷之后，鋼珠個數4個、6個和8個的錨桿工作阻力略有下降，這種震蕩現象產生的原因可能是鋼在彈性極限和屈服極限內震蕩，或者是由于小球個數少，造成接觸不穩定。鋼珠個數9個的錨桿工作阻力在30mm的位移處沒有顯示出下降的現象。直到測試完成，工作阻力仍保持在120kN左右。這種現象可以解釋為剛性小球由于間距小，從而應力疊加，使得套管快速到達其強度極限，從而產生穩定的嵌入深度，該過程在空間上和時間上均比較小，無法顯示阻尼階段。這個現象啟示新型吸能錨桿的恒定工作阻力的穩定性可以隨著鋼珠數量的增多而增強。

2 工程概況與建立數值模型

2.1 經坊煤業3-508地質概況

該工作面埋深230m左右，工作面傾向長170m，地質概況如圖5所示。

圖5 綜合柱狀圖

煤層賦存情況穩定，3號煤平均厚度6.38m，煤層傾角為0°～3°，普氏硬度系數f=1.5。3-5081回采巷道斷面4.5m×2.5m，長974m，煤層頂板以中粒砂巖為主，巖層厚度7.3m，煤層下方直接底以細粒砂巖為主，巖層厚度約為4m。頂底板裂隙屬于局部發育，含水性一般視裂隙發育程度而定。

2.2 巷道支護設計

巷道支護方案見表1。原有支護參數中錨桿預緊力均為300N·m，錨桿錨固力100kN。頂部錨索預緊力150kN，錨固力250kN。新型支護方案中吸能穩阻錨桿額定工作阻力為120kN，利用機械張拉裝置為其施加預緊力40kN。錨桿、錨索均采用樹脂加長錨固方式。

表1 支護方案設計表

2.3 模型建立

以經紡煤業3-508綜放工作面為工程背景，采取FLAC3D建立不同煤柱尺寸和不同支護方式的力學模型，X=279.5m，Y=200m，Z=50m，在X=50處開挖長×寬=4.5m×2.5m的矩形巷道，模型共劃分578340個單元，602276個節點。對模型邊界的法向位移進行約束，即限制模型在X、Y方向的水平位移和在 Z方向的垂直位移，X=0、X=279.5m、Y=0、Y=200m和Z=0。

模型建立時忽略巖體中結構面、裂隙等的影響，由于開挖影響范圍有限，縮小頂底板巖層的厚度，模型高度為50m，故在建立數值模型的上部邊界施加4.5MPa的垂直載荷來等效代替上覆未建立180m巖層的影響。

2.4 模擬實驗方案

模型工作面傾向170m，在巷道右側沿煤層走向依次開挖50m，100m，150m，200m。測線布置如圖6所示。在煤柱中間層位Y=0m，Z=13m，每間隔0.5m布置應力測線，記錄煤柱受力特征。為了對巷道圍巖的變形等進行監測，模擬采用十字測點法，沿巷道軸線方向Y=0m，Z=10～12.5m，X=50～54.5m處設置位移測線，觀察隨采場開挖，巷道變形特征。

圖6 數值模型測線布置

本次實驗設計四組數值模擬方案，變量控制見表2。

表2 模擬方案控制變量表

3 數值模擬結果與分析

3.1 回采期間煤柱垂直應力變化

不同模擬方案在回采期間的應力分布如圖7所示。由圖7可知，采用高強螺紋鋼樹脂錨桿支護，煤柱寬度為25m時，煤柱主要承擔頂板壓力。應力集中區域靠近采空區，距離巷道位置較遠，巷道變形量小有利于巷道圍巖穩定，但煤炭資源浪費嚴重。煤柱為10m時，巷道實體煤和煤柱均出現應力集中，應力分布為雙峰狀，說明煤柱已經發生破壞，但仍具有承載能力，應力集中區距離巷道較近，易造成脫錨現象，不利于巷道維護。煤柱寬度為5m時，煤柱內巖體已經完全塑性破壞，無法承擔巷道上方頂板壓力，應力集中區出現在巷道左側實體煤內，且距離巷道距離近，此時巷道處于最危險的狀態，圍巖變形嚴重，無法保證正常安全生產。當改善巷道原有支護條件使用高強穩阻吸能錨桿加固后，留設5m煤柱，煤柱內圍巖條件得到改善，煤柱承擔部分頂板壓力，應力集中區位于實體煤內遠離巷道，保證了巷道圍巖的穩定。

圖7 不同尺寸煤柱垂直應力分布

在煤柱中間層位，模型高度為13m處埋設測線，在回采過程中記錄并繪制不同煤柱尺寸的垂直應力分布曲線如圖8所示。當煤柱寬度25m，煤柱內存在的最大應力15.6MPa。當煤柱寬度10m，巷道兩側均出現應力集中，煤柱內最大應力為14.7MPa。當煤柱寬度只有5m時，煤柱內部圍巖破碎無法承擔較大應力，最大應力為5.1MPa。隨著煤柱寬度的降低，煤柱內最大應力下降，且應力集中區域向巷道一側靠近，不利于維護巷道圍巖穩定。當改善巷道原有支護條件使用高強穩阻吸能錨桿加固后，留設5m煤柱，煤柱內巖體雖然已經發生塑性區破壞，但由于高強穩阻吸能錨桿作用，煤柱內仍然具有殘余強度，最大應力為7.2MPa。相比于傳統支護條件下留設5m煤柱，應力集中區域向遠離巷道方向偏移，有利于維護巷道圍巖的穩定。

圖8 不同煤柱垂直應力曲線

3.2 回采期間不同尺寸煤柱塑性區變化

回采期間不同煤柱寬度塑性區變化如圖9所示。由圖9可知，25m煤柱中巷道周圍2～3m和工作面周圍8～10m存在塑性破壞區，煤柱中間12～15m范圍未出現塑性破壞，可稱之為彈性核區。

圖9 不同尺寸煤柱塑性區分布

10m煤柱塑性區已經貫通，不存在彈性區。但是由于煤柱內塑性區范圍較小，煤柱仍然承擔部分頂板壓力，此應力無法及時轉移到實體煤側，造成了煤柱和巷道的變形，需要進行補強支護維護巷道穩定。

5m煤柱的塑性區已經完全貫通，而且巷道和工作面周圍的塑性區范圍較大，失去大部分承載能力，應力集中轉移到實體煤側。巷道離應力集中區較近，煤柱變形嚴重，無法進行正常安全回采。

采用高強穩阻吸能錨桿支護方案下留設5m煤柱時，塑性區已經完全貫通，但塑性區范圍相比于采用高強螺紋鋼樹脂錨桿下留設5m煤柱有所降低。吸能錨桿有效維護了煤柱的整體性，改善了圍巖條件，提高煤柱的強度防止煤柱被壓垮。

3.3 回采期間不同尺寸煤柱巷道變形情況

不同尺寸煤柱巷道變形量如圖10所示。原有支護條件下，煤柱寬度從5m增大到25m的過程中，頂板下沉量從663mm下降到122mm，兩幫移近量從542mm下降到108mm。隨煤柱寬度的增大，巷道變形量顯著下降。每個試驗方案中頂板下沉量均高于巷道兩側移近量，說明維護巷道頂板是支護方案考慮的重點。

圖10 不同尺寸煤柱巷道變形曲線

采用高強樹脂錨桿支護方案留設5m煤柱巷道變形嚴重，無法保證正常安全生產。故采用高強穩阻吸能錨桿支護留設5m煤柱，頂板下沉量138mm和兩幫移近量130mm，巷道變形量小，有效地改善巷道圍巖條件，維護巷道的穩定。

4 結 論

1)針對小煤柱沿空巷道變形大的特點，研發了由桿體、套管以及一圈剛性小球構成高強吸能錨桿進行巷道圍巖控制。錨桿工作阻力穩定，適用范圍廣，材料要求低，20#鋼、軸承及鋼珠均可在市面范圍內或得。

2)利用FLAC3D對經坊煤業3-508工作面巷道受采動影響下的變形破壞特征進行了模擬。結果表明，留設25m煤柱時，巷道頂板變形量122mm，煤柱向巷內移近量108mm，支撐應力15.6MPa。煤柱內存在彈性區主要承擔頂板壓力，易造成煤柱應力集中。留設寬煤柱使得煤炭資源開采率降低低。

3)采用高強螺紋鋼樹脂錨桿支護方式留設10m煤柱，煤柱支撐應力相較25m煤柱有所下降，為14.7MPa，巷道位于應力集中區，兩側均出現應力集中，有安全生產隱患。留設5m的煤柱完全塑性破壞，巷道頂板下沉量高達663mm，兩幫移近量542mm，巷道變形嚴重。因此采用傳統錨桿支護方式不適合經坊煤業3-508工作面留設5～10m小煤柱。

4)采用新型高強吸能錨桿留設5m煤柱，巷道變形量明顯降低，頂板下沉量138mm，兩幫移近量130mm。結果表明：考慮支護方案中的富裕系數，采用新型高強吸能錨桿支護方式對經坊煤業3-508工作面留設5～10m小煤柱可以在保證安全生產的前提下，改善巷道圍巖條件，降低煤柱應力集中現象，提高煤炭開采率。