锚杆、锚杆锚索协调与短锚索支护数值模拟研究

胡志云

（晋煤集团仙泉煤业有限公司，山西 长治 048007）

1 概况

仙泉煤业有限公司主采3号、15号煤层，煤层总厚平均为11.15m。其集中胶带下山机头硐室直墙半圆拱型，净宽6.8m，直墙高2.5m，净高为5.9m。由于硐室围岩岩性偏软，塑性变形较大，且硐室断面大，导致硐室投入使用后，在矿山压力的影响下，硐室变形严重，极易发生片帮及局部冒顶现象，支护较为困难，时常需要扩修，严重影响硐室的使用，对矿井正常安全生产造成严重影响。现分别对集中胶带下山机头硐室选取锚杆支护、锚杆-锚索协调支护与全断面短锚索支护进行数值模拟对比分析，以期选择出最佳的支护方式，确保矿井安全生产。

2 锚杆支护、锚杆-锚索协调支护与全断面短锚索支护的对比分析

2.1 模型、边界条件的确定及测线的布置

仙泉煤业集中胶带下山机头硐室断面为直墙半圆拱，跨度6.8m，净高为5.9m，底板依次为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，顶板依次为3号煤、泥岩、炭质泥岩和中砂岩。使用FLAC3D建立模型，模型范围300m×52.2m×30m。

根据模型的实际赋存条件，巷道埋深530m，即q=∑γh=13.25 MPa，因此在模型上方施加13.25 MPa的地层压力，设定侧压系数λ=1，所以在左右两边界施加13.25 MPa侧压力；模型底边简化为零位移边界条件；在x方向可以运动，y方向为固定铰支座，模型两侧简化为零位移边界条件；在y方向可以运动，x方向为固定铰支座。在x=0，y=0处各布置一条测线，监测围岩内的位移及应力情况。

2.2 模拟方案

本次试验分别对锚杆支护、锚杆-锚索联合支护及全断面短锚索支护在支护强度基本一致的条件下进行模拟，建立了三种模拟方案。

方案1：锚杆支护，锚杆长2.4m，锚固长度1.0m，间排距0.9 m×0.9 m，施加预紧力50kN，支护强度P1=

方案2：锚杆--锚索联合支护，锚杆长2.4 m，锚固长度1.0m，间排距1.2m×1.2m，施加预紧力50kN；锚索长7m，锚杆长度2.0m，间排距1.8m×2.0m，支护强度=0.062 MPa。

方案3：全断面短锚索支护，锚索长5m，锚杆长度2.0 m，间排距1.4m×1.4 m，施加预紧力120kN，支护强度

2.3 三种支护情况的数值模拟对比分析

（1）综合位移分析

从图1可以看出：巷道周边围岩的位移最大，随着距离的增加围岩的位移逐渐减小；b中巷道顶板上部围岩内产生0.02～0.03m 位移的范围较a有所减小，说明锚索对顶板深部岩体有一定的控制作用，减少了顶板的破坏，相应降低了顶板对两帮的压力，两帮围岩内产生0.02～0.03 m 位移的范围也相应的有所减小；c中围岩内产生0.02～0.03m 位移的范围明显较a和b小，说明锚索很好的控制了巷道周边围岩的变形破坏，减少了围岩完整性的降低，提高了围岩强度。

图1 综合位移对比情况

由于综合位移等值线图只能定性看到巷道周边围岩的变形特征，不能定量体现巷道围岩沿某一方向的变化特征，因此，在顶底板中部，和两帮中部各布置一条测线，观测围岩内位移变化（见图2、图3、图4）。

图2 不同支护方式顶板围岩内位移

图3 不同支护方式底板围岩内位移

图4 不同支护方式左帮围岩内位移

由上图可以看出，采用锚杆支护时，巷道顶板的最大下沉量约为73mm，底板鼓起量约为63mm，左帮移近量约为84mm；采用锚杆-锚索联合支护时，巷道顶板的最大变形量约为68mm，底板鼓起量约为62mm，左帮移近量约为75mm；采用全断面短锚索支护时，巷道顶板的最大变形量约为34mm，底板鼓起量约为60mm，左帮移近量约为55mm。采用全断面短锚索支护，巷道顶板的最大变形量比锚杆支护、锚杆-锚索联合支护分别减小了46.1%，40.4%；左帮移近量分别减小了38.1%，28.8%。可见采用全断面短锚索支护对巷道变形的控制效果明显优于前两种支护方式。

（2）最大主应力分析

从图5可以看出：巷道周边围岩内的最大主应力值最低，随着距离的增加围岩的最大主应力逐渐增加。从a和b可以看出巷道周边围岩内最大主应力为4MPa，c中巷道周边围岩内最大主应力为5 MPa，说明采用全断面短锚索支护，巷道围岩的破坏程度较轻，应力释放程度较前者低；另a和b中应力等值线密集程度基本相同，从围岩表面到达最大主应力峰值的距离相差不大，c中应力等值线密集程度较前者高，从围岩表面到达最大主应力峰值的距离有所减小，说明采用全断面短锚索支护，能够控制应力集中向深部转移，避免产生新的破碎区，即全断面短锚索支护效果优于前两种支护方式。

图5 最大主应力对比分析

由于最大主应力等值线图只能定性看到巷道周边围岩内应力的变化特征，不能定量体现巷道围岩沿某一方向的应力变化特征。因此，在顶底板中部布置一条测线，观测围岩内最大主应力的变化（见图6）。

图6 围岩内最大主应力变化曲线

从图6可以看出，采用锚杆支护时，在x=3.8m 附近出现峰值；采用锚杆锚索联合支护时，在x=3.3m 附近出现峰值；采用全断面短锚索支护时，在x=2.8m 附近出现峰值。

可见在支护强度基本一致的情况下，采用全断面短锚索支护，围岩内最大主应力峰值距围岩表面最近，说明锚索能够提高围岩的强度，使围岩的屈服强度大于应力集中强度，不产生新的破碎区。因此，避免了应力集中向深部转移。

（3）巷道围岩塑性区分析

采用不同支护方式，巷道围岩的塑性区范围见图7。

图7 围岩塑性区范围

巷道围岩内塑性区分布大小是影响围岩稳定性的关键因素，从图7看出，a中围岩内的塑性区范围较大，顶板的塑性区宽度约为4.5m，两帮的塑性区宽度约为4m，除了底角锚杆，其它锚杆全部处于塑性区内，支护效果较差，锚杆不能控制塑性区的发展。图b中顶板的塑性区宽度约为4.5m，两帮的塑性区宽度约为4m，除了底角锚杆，其他锚杆全部处于塑性区内，顶板锚索长度虽然大于塑性区范围，可以将塑性区与深部稳定岩层联系在一起，但由于锚杆的控制作用差，不能很好的控制围岩的变性破坏，锚索不能适应围岩变形，在支护过程中可能发生破断，失去支护作用，造成塑性区的不断扩大。图c中围岩塑性区明显减小，巷道周边的塑性区宽度约为3 m，小于锚索长度，即5.0m 的锚索可以将塑性区悬吊在深部稳定岩层之上，保持围岩的完整性，控制塑性区的发展。综上分析，采用全断面短锚索支护对塑性区的控制最为合理。

3 结语

1）根据实验巷道的具体情况，建立了FLAC3D三维模型，分别对锚杆支护、锚杆-锚索联合支护和全断面短锚索支护进行了模拟分析，结果表明，在三种支护方式支护强度基本一致的条件下，采用全断面短锚索支护对巷道围岩的变形及塑性区的控制作用较好。

2）模拟结果显示，采用全断面短锚索支护，巷道的塑性区范围约为3.0m。因此，选用长度为5.0m 的短锚索可将巷道周边的不稳定层与深部稳定岩层联系在一块，保持围岩的完整性，提高围岩强度，确保巷道的稳定性。