特厚顶煤大断面全煤巷道高预应力锚杆（索）支护机理及应用研究∗

刘锦荣姜鹏飞张成宇汪占领程 蓬（.大同煤矿集团有限责任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京市朝阳区,0003; 3.煤炭科学研究总院开采设计研究分院,北京市朝阳区,0003）



特厚顶煤大断面全煤巷道高预应力锚杆（索）支护机理及应用研究∗

刘锦荣1姜鹏飞2,3张成宇1汪占领2,3程 蓬2,3
（1.大同煤矿集团有限责任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京市朝阳区,100013; 3.煤炭科学研究总院开采设计研究分院,北京市朝阳区,100013）

摘要塔山煤矿3－5＃煤层8105工作面5105辅运巷为特厚顶煤大断面全煤巷道,受多种因素影响巷道支护困难。采用单轴、三轴压缩试验对比研究了煤体在不同围压下的破坏特征;揭示出锚杆、索的高预应力可使巷道顶煤和巷帮煤体由二向或低围压三向受力状态变成高围压三向受力状态。数值模拟结果表明,锚杆、索施加的高预应力并配套合理的护表构件可形成有效压应力区并实现预应力在煤体中的有效扩散,因而在保证可锚的前提下应尽量提高锚杆、索的预紧力,并采用合理配套的护表构件。5105辅运巷现场试验表明,高预紧力使得掘进与回采期间锚杆与锚索受力变化不明显,有效控制了巷道围岩强烈变形。

关键词特厚顶煤 大断面全煤巷道 巷道支护 高预应力 锚杆支护支护机理

特厚煤层一般采用综采放顶煤开采,工作面巷道通常为全煤巷道,由于开采强度大,巷道要求的断面大,受采动影响后发生强烈的扩容变形,尤其是部分特厚煤层。大同塔山煤矿3－5＃煤层厚达20 m,因煤层厚度太大,锚杆锚索不便于锚固到稳定岩层中,采用传统的锚杆支护理论难以控制全煤巷道的严重变形,进行全煤巷道支护机理研究与应用具有重大的实践意义。

目前,对全煤巷道锚杆与锚索联合支护的研究主要通过锚杆与锚索联合支护或超前支护对围岩变形的控制作用进行研究,关于锚杆与锚索及配套构件对全煤巷道围岩受力状态改变的研究相对较少。本文将针对大同塔山煤矿8105工作面5105辅运巷特厚顶煤大断面全煤巷道,展开高预应力锚杆索支护机理及应用研究。

2　工程概况

塔山矿主采3－5＃煤层,该煤层埋藏深度540 m,采用综放一次采全高开采方式,煤层平均厚度16.8 m,最大厚度20 m,受火成岩侵入影响,煤层稳定性较差,由于顶煤厚度达到15 m,巷道支护时锚杆与锚索无法锚固到稳定岩层中,受煤层内部夹矸的影响,煤层内部以及煤层与岩层之间易发生离层。

8105工作面5105辅运巷为满足设备运输和通风要求,巷道掘进断面较大,给巷道支护带来很大困难。巷道断面为矩形,尺寸为5.3 m×3.8 m（宽×高）,巷道长度2980 m,顶煤厚度超过16 m,巷道沿煤层底板掘进,采用锚杆、锚索联合支护。顶板岩层最大水平主应力为12.90 MPa,垂直应力为11.44 MPa,最大水平主应力方向为N19.0°E。5105辅运巷相邻为8104综放面采空区,区段煤柱为38 m。

根据3－5＃煤层顶板结构钻孔窥视结果,顶煤内节理裂隙比较发育,直接顶内节理裂隙也较发育。顶板浅部岩层出现了不同程度的离层,而且离层和破坏有向深部发展的趋势。

3　高预应力锚杆支护机理研究

3.1煤体试件压缩试验

对塔山矿5105辅运巷煤层及顶板煤体进行井下现场取样,加工成标准试件,对其进行单轴加载和不同围压下的三轴加载试验,分析围压对煤体强度的影响规律。试验采用四川大学MTS815 Flex Test GT岩石力学试验系统。

3.1.1煤体试件单轴压缩试验结果及分析

试验加载峰值前采用轴向载荷控制,加载速率为30 k N/min;接近峰值时采用横向变形控制。对两个煤体试件进行了单轴压缩试验,试件编号为M2＃、M26＃,试验得到煤体试件单轴压缩力学参数见表1,煤体试件平均单轴抗压强度为19.8 MPa。

表1　煤体试件单轴压缩试验力学参数表

以M2＃试件为例进行单轴压缩试验结果分析, M2＃煤体试件应力－应变曲线如图1所示。煤和岩石试件破坏过程中,峰值应力对应的纵向应变约为横向应变的3倍,煤体试件在加载过程中具有较长的加载压密阶段,该阶段对应纵向变形急剧增加,而横向应变增加较为缓慢。

图1　M2＃试件单轴压缩试验应力－应变全过程曲线

3.1.2不同围压时煤体试件压缩试验研究

煤体试件三轴压缩试验围压分别为3.2 MPa、16 MPa和22.4 MPa。围压加载速率为3 MPa/ min,轴向载荷加载速率为30 k N/min,轴压加至一定值后,采用横向变形控制至刚过峰值并停止试验,横向变形速率为0.1 mm/min。

试验得出不同围压下煤体试件M1＃、M5＃、M21＃和M60＃全应力－应变曲线,如图2所示。

图2　不同围压下煤体试件全应力－应变曲线

随围压增加,煤体试件抗压强度增加,峰值应力对应的纵横向应变增加;随围压增加,煤岩的破坏状态主要由围压的大小决定,其内部原有裂隙和层理面对其强度和破坏状态的影响程度降低。综合单轴压缩破坏状态测试结果,表明全煤巷道掘进过程中的煤层开挖暴露部位的破坏主要受煤层内分布裂隙和层理面控制,相对远离煤层开挖暴露较远部位的巷道围岩破坏主要受其内部三维应力状态的调整影响更为显著。从图中还可看出煤体试件的破坏整体上表现为较为显著的脆性特征,随围压增加,破坏对应的脆性特征逐渐减弱。根据单轴和三轴压缩试验结果,得到煤体试件在不同围压下的轴向抗压强度见表2。

表2　不同围压下煤体试件轴向抗压强度

3.2锚杆锚索预应力对煤体强度强化作用分析

由前述不同围压下煤体试件压缩试验结果表明,围压为0时,煤体平均抗压强度为19.8 MPa;当围压增大至3.2 MPa时,煤体抗压强度增加到38.26 MPa,接近单轴抗压强度的2倍;当围压增大至16 MPa时,煤体平均抗压强度增加到78.60 MPa,接近单轴抗压强度的4倍;当围压增大至22.4 MPa时,煤体平均抗压强度增加到125.47 MPa,为单轴抗压强度的5.6倍。

采用最小二乘法对煤体试件破坏时轴向应力与围压进行了拟合,得出了轴向应力σ1与围压σ3变化关系的拟合直线方程:σ1＝4.384σ3＋19.8,R2＝0.969。轴向应力与围压关系曲线和拟合直线如图3所示。

图3　煤体试件轴向应力与围压关系曲线

对比煤体试件单轴和不同围压下三轴压缩试验结果可知,煤体处于二向应力状态（单轴压缩）时平均抗压强度较低,为19.8 MPa;当煤体处于三向受力状态时,即使较小的围压也能显著改善煤体的受力状态,煤体抗压强度随着围压的增加而增大。

从试验中可知,对于特厚顶煤大断面全煤巷道,因顶煤厚度大,开采扰动强烈,煤体强度相对较低,锚杆与锚索的高预应力对改变巷道围岩受力状态十分明显,使巷道顶煤和巷帮的煤体由支护前的二向应力状态或低围压三向受力状态变成高围压三向受力状态,提高顶煤和巷帮煤体的承载能力。

4　护表构件对巷道支护作用

为全面分析锚杆护表构件对特厚顶煤大断面全煤巷道支护效果的影响,采用FLAC3D模拟分析锚杆与锚索不同配套构件对全煤巷道围岩应力场分布特征,数值模拟中不考虑原岩应力场。

4.1模拟方案

数值模拟中采用莫尔－库仑（Mohr-Coulomb）本构模型,根据实验室测试结果,煤体物理力学参数为密度1500 kg/m3,体积模量6.5 GPa,剪切模量3.9 GPa,粘聚力7.92 MPa,摩擦角36°,抗拉强度0.6 MPa。

模拟方案为锚杆预紧力矩为400 N·m,锚索张拉力150 k N,锚杆托盘规格为150 mm× 150 mm×10 mm,锚索托盘规格为300 mm×300 mm×16 mm。分别模拟锚杆锚索配合单体托盘及锚杆锚索配合托盘、钢带组合护表构件预应力场分布特征,模拟中结合塔山矿实际使用情况,钢带厚度为4 mm、宽度为250 mm。

4.2模拟结果分析

不同护表构件下顶煤表面应力场分布如图4所示。锚杆锚索配合单体托盘时,锚杆与锚杆之间预应力区相互独立,锚杆形成的有效压应力区相互不连接,锚索形成的压应力区与附近锚杆形成的压应力区能产生一定的叠加效应,但无法扩散到整个顶部煤体范围。采用锚杆锚索、托盘及钢带组合护表构件支护时,各锚杆所形成的压应力区呈椭圆形分布,且沿钢带长度方向上明显扩大,彼此产生连接,与锚索形成的预应力场产生一定的叠加效应,但整个顶部煤体范围仍存在一定拉应力区。总体来看,锚杆锚索、托盘及钢带组合护表构件实现了锚杆预应力在煤体中的有效扩散,提高了锚杆之间围岩的支护作用,巷道围岩受力状态明显改善。

图4　不同护表构件下顶煤表面应力场分布

5　井下实践及效果分析

采用高预应力强力锚杆对5105辅运巷进行支护,并在掘进与工作面回采期间进行了矿压监测。

5.1全煤巷道高预应力锚杆支护设计

高校内部审计部门很少从事内部控制检查工作，极少对内部控制建设及执行过程进行有效监督，专业性的内部监督检查机制缺乏。同时，财政部仅要求高校进行内部控制建设和自我评价，缺乏必要的外部监督检查、绩效考评机制。

塔山矿5105辅运巷断面尺寸为5.5 m× 3.8 m,断面积达到20 m2,属于典型的特厚顶煤大断面全煤巷道。根据地质力学条件,结合数值模拟结果,确定5105辅运巷主要支护参数如下:

巷道顶板采用ø22 mm×2400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,其屈服强度600 MPa,锚杆间排距均为800 mm,采用树脂加长锚固,设计锚杆预紧力矩400 N·m。护表构件W钢带厚度为4 mm,宽度为250 mm。网片采用菱形金属网。顶板同时采用1×19结构的高强度预应力钢绞线锚索,锚索规格为ø22 mm×8300 mm,锚索托盘尺寸为300 mm×300 mm×16 mm。锚索间排距为2000 mm ×1600 mm,每排布置3根,设计锚索预紧力为150 k N。

巷帮采用锚杆支护,锚杆材料及性能参数与顶板相同,锚杆间排距为1000 mm×800 mm,采用450 mm×280 mm×5 mm（长×宽×厚）的钢护板和高强度塑料网进行护帮。巷道两帮锚杆锚固方式与设计预紧力矩与顶锚杆相同,5105辅运巷支护设计如图5所示。

5.2支护效果分析

矿压监测断面锚杆测力计布置见图5,掘进与回采期间锚杆受力如图6、图7所示。

图5　5105辅运巷支护设计及锚杆测力布置

图6　掘进期间锚杆受力变化曲线

掘进期间锚杆受力变化曲线见图6,巷道掘进期间,由于井下现场条件与实验室条件的差别,现场锚杆预紧力矩转化为预紧力的数值要比实验室测试结果小,同时受锚杆预紧力施工机具的影响,锚杆初期预紧力约为60 k N。1＃锚杆和2＃锚杆所在巷帮为采空区侧煤柱帮,由于受8104工作面回采的影响,煤柱内部应力值相对较高,因此1＃、2＃锚杆随着掘进工作面向前推进其受力有增加的趋势;3＃～8＃锚杆受力基本保持不变。锚杆受力达到稳定后, 1＃锚杆受力为105.3 k N,2＃锚杆受力为77.4 k N, 3＃～8＃锚杆受力仍基本保持60 k N左右。

图7　工作面回采期间锚杆受力变化曲线

巷道掘进期间,由于锚索张拉过程中存在一定的预应力损失,锚索实际预紧力略低于设计值,靠近采空区煤柱一侧锚索初始预紧力为150.7 k N,中间锚索初始预紧力为139.6 k N,另一侧锚索初始预紧力为140.0 k N。掘进工作面向前推进24.6 m后锚索受力基本保持稳定,约为170 k N。随着工作面的回采,锚索受力变化程度明显小于锚杆受力变化程度,工作面前方110 m以远,锚索受力变化很小;工作面前方47～110 m,锚索受力出现一定的波动;工作面前方47 m以内,锚索受力随着工作面的回采逐渐增大。总体上来看,中间锚索受力变化程度小于两侧锚索受力变化程度。

图8　掘进期间巷道表面位移变化曲线

掘进期间巷道表面位移变化见图8,距掘进工作面12.8 m范围,巷道变形速度较快,随后变形趋于缓慢。距掘进工作面71.2 m后,巷道围岩基本保持稳定,此时顶底板移近量22 mm,两帮移近量为20 mm。

工作面回采阶段巷道表面位移变化见图9,工作面前方78 m以远,巷道变形很小;在78～66 m之间,巷道变形快速增加,随后缓慢增加;工作面前方36 m范围内,随着工作面的回采巷道变形加速。工作面前方5 m处,巷道顶底板移近量140 mm,两帮移近量280 mm。

图9　工作面回采期间巷道表面位移变化曲线

工作面回采期间巷道支护效果良好,完全能够满足正常的通风、运输及行人要求。

6　结论

（1）不同围压下煤体试件的压缩试验表明随着围压的增大,煤体轴向抗压强度显著增加,塔山煤矿一采区3－5＃煤层煤体试件破坏时轴向应力σ1与围压σ3之间的关系为σ1＝4.384σ3＋19.8。

（2）对于特厚顶煤大断面全煤巷道,因煤体强度相对较低,锚杆与锚索的高预应力对改变巷道围岩受力状态十分明显,使巷道顶煤和巷帮的煤体由支护前的二向应力状态或低围压三向受力状态变成高围压三向受力状态,提高了

顶煤和巷帮煤体的承载能力。

（3）锚杆的支护作用通过托盘、钢带等构件发挥,锚杆锚索、托盘及钢带组合护表构件实现了预应力在煤体中的有效扩散,提高了锚杆之间围岩的支护作用,巷道围岩受力状态明显改善。

（4）高预应力强力锚杆支护技术现场试验表明,较高的预应力能够有效减小锚杆与锚索在掘进与工作面回采阶段受力波动,改善了采动应力下的锚杆与锚索对巷道围岩的支护效果,进而可有效控制特厚顶煤大断面全煤巷道围岩的变形。

参考文献:

［1］王金华.全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析［J］.煤炭学报,2012（1）

［2］张百胜,康立勋,杨双锁.大断面全煤巷道层状顶板离层变形模拟研究［J］.采矿与安全工程学报, 2006（3）

［3］Diederichs M S,Kaiser P K.Stability of large excavations in laminated hard rock masses:the vous-soir analogue revisited［J］.Int J of Rock Mech and Min Sci,1999（1）

［4］唐永志,徐刚,李万峰等.深部大釆高综釆面巷道超前支护技术研究［J］.中国煤炭,2015（12）

［5］康福均,孙占成.特厚软煤层底板软岩开拓巷道合理支护参数研究［J］.中国煤炭,2012（1）

（责任编辑张毅玲）

Study on mechanism and application of highly prestressed anchor bolt and cable support in large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal

Liu Jinrong1,Jiang Pengfei2,3,Zhang Chengyu1,Wang Zhanling2,3,Cheng Peng2,3
（1.Datong Coal Mine Group Co.,Ltd.,Datong,Shanxi 037003,China; 2.Coal Mining& Designing Department,Tiandi Science& Technology Co.,Ltd.,Chaoyang,Beijing 100013,China; 3.Coal Mining and Designing Branch,China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China）

AbstractThe 5105 auxiliary haulage gate in 8105 working face of No.3-5 coal seam in Tashan Coal Mine was a large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal,which was difficulty to support as a result of multi-factor influence. The failure characteristics of coal samples under different confining pressures were studied comparatively by uniaxial and triaxial compression tests,which revealed that the high pre-stresses of anchor bolts and cables could make the stress state of top coal and wall coal change from the state of biaxial stress or triaxial stress with low confining pressure to the state of triaxial stress with higher confining pressure.The numerical simulation showed that by using highly prestressed anchor bolt and cable and suitable supporting components,the effective compression stress zone could formed in surrounding rocks and the prestresses could diffuse actively in seam,so if the bolts and cables were needed,it was best to increase the pretensioned stresses of bolts and cables and adopt reasonable supporting components.Field test in 5105 roadway indicated that high pretensioned stresses made the change of bolts and cables’stresses not abvious in period of tunneling and stopping,and effectively control the intense deformation of roadway surrounding rocks.

Key wordsultra-thick top coal,large-section and full-seam roadway,roadway support, high prestress,bolt support,supporting mechanism

中图分类号TD353

文献标识码A

基金项目:∗国家自然科学基金青年基金项目（51304119）,天地科技公司研发项目（KJ－2015－TDKC－10）,三晋学者支持计划专项经费资助项目（2050205）,中国煤炭科工集团科技创新基金重点项目（2014ZD001）

作者简介:刘锦荣（1971－）,男,汉族,高级工程师,硕士,同煤集团同大科技研究院采矿技术研究所所长,从事采矿技术研发工作。