基于高强吸能锚杆支护的煤柱合理留设尺寸研究

林继凯，张 彦，郝 阳

(1.山西省长治经坊煤业有限公司，山西 长治 047100；2.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116)

合理优化煤柱尺寸不仅可以减少煤炭资源浪费，提高经济效益，而且有助于生产管理，减少井下安全事故的发生[1]。针对煤柱尺寸留设不合理所造成的巷道变形、顶板垮落和底臌现象，诸多学者进行了大量的研究和试验，并取得了丰硕的成果[2-7]。目前，许多矿井采用高强螺纹钢树脂锚杆支护技术，在很多现场实践中有效地维护了巷道的稳定[8-14]。但是在采空区边缘和强采动压力的影响下，传统支护方式往往不能满足留设小煤柱巷道的支护要求[15]。以经纺煤业3-508综放工作面为研究背景，设计一种采用新型高强稳阻吸能锚杆的支护方案，经过力学试验测试和数值模拟，研究结果证明了新支护方案适用于综放工作面小煤柱巷道支护[16]。试验数据和模拟结果为经纺煤业其他工作面的煤柱留设提供科学指导依据。

1 高强吸能锚杆机理研究

1.1 高强吸能锚杆构造

新型高强稳阻吸能锚杆的结构如图1所示。

图1 高强稳阻吸能锚杆的结构

锚杆构造主要包括杆体，套管以及一圈刚性小球。该吸能锚杆是一种组合结构，产生工作阻力的机制主要是刚性小球与杆体、套管之间的接触力在杆体轴向上的分力。现场施工过程中，在围岩钻孔末端塞入树脂药卷，插入杆体，搅拌树脂药卷使杆体固定在钻孔中，插入套管，安装刚性小球，并安装螺母，使组合结构完成安装。

与其他吸能锚杆相比，高强稳阻吸能锚杆的工作阻力稳定，材料要求低，20#钢、轴承及钢珠均可在市面范围内获得。

1.2 高强吸能锚杆工作机制

该吸能锚杆的工作阻力机理是由所有小球对套管在轴向方向的接触力的合力。吸能锚杆的工作机制如图2所示。

当围岩产生沿巷道径向的位移时，围岩通过托盘，对套管产生拉力。随着套管的运动，套管和杆体之间的间距减小，则刚性小球会嵌入到套管和杆体中。由于套管斜面的存在，刚性小球会对套管产生沿径向和轴向的接触力。

图2 高强稳阻吸能锚杆的工作机制

由于刚性小球与套管接触，使得套管内壁产生了塑性流动，因此，实现了恒定工作阻力的机制，该阶段的工作阻力稳定，吸能锚杆实现了稳定的工作阻力支护。“吸能”的内涵是在稳定的工作阻力下，套管随着围岩的变形能够协调运动，从而能够释放积聚在围岩内的弹性应变能，同时对于以围岩动能为主的能量释放起到吸收的作用。当刚性小球运动到套管终点后，支护行程结束。

1.3 高强吸能锚杆的静力学特性实验

高强稳阻吸能锚杆的静力学特性试验采取的是万能试验机。试验的目的是对新型锚杆的静力学特性进行研究，对新型吸能锚杆功进行了100多次静态拉拔测试。测试试件抗拉特性的测定是通过将试件固定在最底部的夹头，另一端随着可调节高度的衡量来实现的。在拉拔试验期间，载荷和位移的获取分别在自于底部固定端的力传感器以及横梁上的位移传感器。

新的吸能锚杆的运动过程如图3所示，其运动过程可以分为三个阶段。

图3 不同钢珠数的吸能锚杆载荷-位移试验曲线

阶段Ⅰ：该阶段内，刚性小球和套管、杆体的接触应力在套管、杆体材料的弹性极限内。该阶段整体位移太小，无法在载荷-位移曲线中明显标记。

阶段Ⅱ：当小球开始嵌入套管，此时接触应力超过套管的屈服点，当工作阻力增加到115kN时，其增长速率将急速下降。这个现象表明刚性小球相对移动到斜面末端。a点和b点之间的位移约为27mm，此距离与斜面高度与钢球半径的差值基本相等。

阶段Ⅲ：随着套管的进一步移动，从b点到c点的位移为273mm，工作阻力从115kN增加到120kN。吸能锚杆在稳定工作阻力下，能够对围岩起到长距离支护，通过其力与位移的塑性做功，达到吸收围岩释放的动能、对积聚的弹性应变能起减缓作用。针对装有不同钢珠数的吸能锚杆分别进行静态拉拔测试，测试结果如图4所示。

图4 新型吸能锚杆的运动过程

由图4可知，锚杆在25mm的位移下，工作阻力迅速增加到峰值，这表明新型吸能锚杆可以在小变形的情况下及时的抑制围岩的变形。当工作阻力超过峰值载荷之后，钢珠个数4个、6个和8个的锚杆工作阻力略有下降，这种震荡现象产生的原因可能是钢在弹性极限和屈服极限内震荡，或者是由于小球个数少，造成接触不稳定。钢珠个数9个的锚杆工作阻力在30mm的位移处没有显示出下降的现象。直到测试完成，工作阻力仍保持在120kN左右。这种现象可以解释为刚性小球由于间距小，从而应力叠加，使得套管快速到达其强度极限，从而产生稳定的嵌入深度，该过程在空间上和时间上均比较小，无法显示阻尼阶段。这个现象启示新型吸能锚杆的恒定工作阻力的稳定性可以随着钢珠数量的增多而增强。

2 工程概况与建立数值模型

2.1 经坊煤业3-508地质概况

该工作面埋深230m左右，工作面倾向长170m，地质概况如图5所示。

图5 综合柱状图

煤层赋存情况稳定，3号煤平均厚度6.38m，煤层倾角为0°～3°，普氏硬度系数f=1.5。3-5081回采巷道断面4.5m×2.5m，长974m，煤层顶板以中粒砂岩为主，岩层厚度7.3m，煤层下方直接底以细粒砂岩为主，岩层厚度约为4m。顶底板裂隙属于局部发育，含水性一般视裂隙发育程度而定。

2.2 巷道支护设计

巷道支护方案见表1。原有支护参数中锚杆预紧力均为300N·m，锚杆锚固力100kN。顶部锚索预紧力150kN，锚固力250kN。新型支护方案中吸能稳阻锚杆额定工作阻力为120kN，利用机械张拉装置为其施加预紧力40kN。锚杆、锚索均采用树脂加长锚固方式。

表1 支护方案设计表

2.3 模型建立

以经纺煤业3-508综放工作面为工程背景，采取FLAC3D建立不同煤柱尺寸和不同支护方式的力学模型，X=279.5m，Y=200m，Z=50m，在X=50处开挖长×宽=4.5m×2.5m的矩形巷道，模型共划分578340个单元，602276个节点。对模型边界的法向位移进行约束，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。

模型建立时忽略岩体中结构面、裂隙等的影响，由于开挖影响范围有限，缩小顶底板岩层的厚度，模型高度为50m，故在建立数值模型的上部边界施加4.5MPa的垂直载荷来等效代替上覆未建立180m岩层的影响。

2.4 模拟实验方案

模型工作面倾向170m，在巷道右侧沿煤层走向依次开挖50m，100m，150m，200m。测线布置如图6所示。在煤柱中间层位Y=0m，Z=13m，每间隔0.5m布置应力测线，记录煤柱受力特征。为了对巷道围岩的变形等进行监测，模拟采用十字测点法，沿巷道轴线方向Y=0m，Z=10～12.5m，X=50～54.5m处设置位移测线，观察随采场开挖，巷道变形特征。

图6 数值模型测线布置

本次实验设计四组数值模拟方案，变量控制见表2。

表2 模拟方案控制变量表

3 数值模拟结果与分析

3.1 回采期间煤柱垂直应力变化

不同模拟方案在回采期间的应力分布如图7所示。由图7可知，采用高强螺纹钢树脂锚杆支护，煤柱宽度为25m时，煤柱主要承担顶板压力。应力集中区域靠近采空区，距离巷道位置较远，巷道变形量小有利于巷道围岩稳定，但煤炭资源浪费严重。煤柱为10m时，巷道实体煤和煤柱均出现应力集中，应力分布为双峰状，说明煤柱已经发生破坏，但仍具有承载能力，应力集中区距离巷道较近，易造成脱锚现象，不利于巷道维护。煤柱宽度为5m时，煤柱内岩体已经完全塑性破坏，无法承担巷道上方顶板压力，应力集中区出现在巷道左侧实体煤内，且距离巷道距离近，此时巷道处于最危险的状态，围岩变形严重，无法保证正常安全生产。当改善巷道原有支护条件使用高强稳阻吸能锚杆加固后，留设5m煤柱，煤柱内围岩条件得到改善，煤柱承担部分顶板压力，应力集中区位于实体煤内远离巷道，保证了巷道围岩的稳定。

图7 不同尺寸煤柱垂直应力分布

在煤柱中间层位，模型高度为13m处埋设测线，在回采过程中记录并绘制不同煤柱尺寸的垂直应力分布曲线如图8所示。当煤柱宽度25m，煤柱内存在的最大应力15.6MPa。当煤柱宽度10m，巷道两侧均出现应力集中，煤柱内最大应力为14.7MPa。当煤柱宽度只有5m时，煤柱内部围岩破碎无法承担较大应力，最大应力为5.1MPa。随着煤柱宽度的降低，煤柱内最大应力下降，且应力集中区域向巷道一侧靠近，不利于维护巷道围岩稳定。当改善巷道原有支护条件使用高强稳阻吸能锚杆加固后，留设5m煤柱，煤柱内岩体虽然已经发生塑性区破坏，但由于高强稳阻吸能锚杆作用，煤柱内仍然具有残余强度，最大应力为7.2MPa。相比于传统支护条件下留设5m煤柱，应力集中区域向远离巷道方向偏移，有利于维护巷道围岩的稳定。

图8 不同煤柱垂直应力曲线

3.2 回采期间不同尺寸煤柱塑性区变化

回采期间不同煤柱宽度塑性区变化如图9所示。由图9可知，25m煤柱中巷道周围2～3m和工作面周围8～10m存在塑性破坏区，煤柱中间12～15m范围未出现塑性破坏，可称之为弹性核区。

图9 不同尺寸煤柱塑性区分布

10m煤柱塑性区已经贯通，不存在弹性区。但是由于煤柱内塑性区范围较小，煤柱仍然承担部分顶板压力，此应力无法及时转移到实体煤侧，造成了煤柱和巷道的变形，需要进行补强支护维护巷道稳定。

5m煤柱的塑性区已经完全贯通，而且巷道和工作面周围的塑性区范围较大，失去大部分承载能力，应力集中转移到实体煤侧。巷道离应力集中区较近，煤柱变形严重，无法进行正常安全回采。

采用高强稳阻吸能锚杆支护方案下留设5m煤柱时，塑性区已经完全贯通，但塑性区范围相比于采用高强螺纹钢树脂锚杆下留设5m煤柱有所降低。吸能锚杆有效维护了煤柱的整体性，改善了围岩条件，提高煤柱的强度防止煤柱被压垮。

3.3 回采期间不同尺寸煤柱巷道变形情况

不同尺寸煤柱巷道变形量如图10所示。原有支护条件下，煤柱宽度从5m增大到25m的过程中，顶板下沉量从663mm下降到122mm，两帮移近量从542mm下降到108mm。随煤柱宽度的增大，巷道变形量显著下降。每个试验方案中顶板下沉量均高于巷道两侧移近量，说明维护巷道顶板是支护方案考虑的重点。

图10 不同尺寸煤柱巷道变形曲线

采用高强树脂锚杆支护方案留设5m煤柱巷道变形严重，无法保证正常安全生产。故采用高强稳阻吸能锚杆支护留设5m煤柱，顶板下沉量138mm和两帮移近量130mm，巷道变形量小，有效地改善巷道围岩条件，维护巷道的稳定。

4 结 论

1)针对小煤柱沿空巷道变形大的特点，研发了由杆体、套管以及一圈刚性小球构成高强吸能锚杆进行巷道围岩控制。锚杆工作阻力稳定，适用范围广，材料要求低，20#钢、轴承及钢珠均可在市面范围内或得。

2)利用FLAC3D对经坊煤业3-508工作面巷道受采动影响下的变形破坏特征进行了模拟。结果表明，留设25m煤柱时，巷道顶板变形量122mm，煤柱向巷内移近量108mm，支撑应力15.6MPa。煤柱内存在弹性区主要承担顶板压力，易造成煤柱应力集中。留设宽煤柱使得煤炭资源开采率降低低。

3)采用高强螺纹钢树脂锚杆支护方式留设10m煤柱，煤柱支撑应力相较25m煤柱有所下降，为14.7MPa，巷道位于应力集中区，两侧均出现应力集中，有安全生产隐患。留设5m的煤柱完全塑性破坏，巷道顶板下沉量高达663mm，两帮移近量542mm，巷道变形严重。因此采用传统锚杆支护方式不适合经坊煤业3-508工作面留设5～10m小煤柱。

4)采用新型高强吸能锚杆留设5m煤柱，巷道变形量明显降低，顶板下沉量138mm，两帮移近量130mm。结果表明：考虑支护方案中的富裕系数，采用新型高强吸能锚杆支护方式对经坊煤业3-508工作面留设5～10m小煤柱可以在保证安全生产的前提下，改善巷道围岩条件，降低煤柱应力集中现象，提高煤炭开采率。