采掘巷道锚网索联合支护方案优化研究

李 科

（潞安化工集团五阳煤矿， 山西 长治 046200）

引言

2014 年，我国煤矿单年新掘进巷道总长度成功突破12 000 km，并呈现出逐年递增的态势，新掘进巷道中有超过80%属于煤巷或半煤岩巷，所以，设计高效稳定的巷道支护技术有着重要意义。本文对于潞安化工集团A 矿13 号煤层回采过程中，现存的工作面端头处巷道垮塌和推进过程难以相互协调，导致巷道产生较大面积悬顶的问题，采用理论计算的方式对巷道的支护参数进行调整优化，在此基础上采用数值模拟的方式对预应力场的分布特征进行分析，验证了新方案的科学合理性以及适用性，显著降低了此类工程问题的影响。

1 工作面回采巷道支护概况

1.1 工程地质条件

潞安化工集团A 矿13 号煤层作为矿井的主要开采煤层，其中13102 进风顺槽、回风顺槽，13108 进风顺槽、回风顺槽的工程地质条件十分相近，因此选取13102 进风顺槽作为本文的分析对象。13102 进风顺槽处于二水平一盘区，煤层厚度在9.40～11.10 m之间，煤层倾角在2.8°～4.6°之间，地面标高在+1 026～+1 135 m 间，工作面标高在+889～+921 m之间，顶板由中粒砂岩构成，厚度为14.74 m，底板由泥岩和泥灰岩构成，厚度分别为3.34 m 以及12.86 m[1]。

1.2 采掘巷道支护现状

13102 进风顺槽掘进方向同煤层底板走向一致，巷道断面形状呈矩形，巷道高度5 600 mm、宽度4 000 mm，现有的支护方式是锚网索联合支护的方式。相关支护参数如下:巷顶板选取左旋螺纹钢锚杆，锚杆直径20 mm、长度2 500 mm，每排锚杆共有6 根，相邻锚杆的间距1 000 mm、排距1 000 mm；顶锚索直径17.8 mm、长度8 000 mm，每排锚杆共有2 根，相邻锚杆的间距2 200 mm、排距2 500 mm；巷道工作帮选取玻璃钢锚杆，锚杆直径22 mm、长度2 000 mm，每排锚杆共有4 根，相邻锚杆的间距1 000 mm、排距1 000 mm；巷道非工作帮选取圆钢锚杆，锚杆直径18 mm、长度2 100 mm，每排锚杆共有4 根，相邻锚杆的间距1 000 mm、排距1 000 mm。

汇总具有类似地质条件的矿井支护方案，得出潞安化工集团A 矿13 号煤层巷道支护方案存在支护强度过高的问题。所以，本文设计一种降低支护强度的方案避免以上问题的出现，提升了巷道的掘进效率，保障了施工安全。

2 预应力锚杆（索）联合支护优化方案

通过研究矿井地质资料和矿井施工现场观测的方式，发现矿井13 号煤层埋深较浅，煤层强度较高。采用现有的支护方式，巷道两帮片帮现象较少，顶板整体性较好，顶板冒落现象很少出现。虽然巷道围岩变形量得到了很好的控制，回采工作期间矿压变化较为平缓，但与此同时也造成了煤层开采环节中容易出现端头垮落困难、悬顶距离过长以及支护强度不符合实际需求等困难。所以，综合上文对锚杆预应力成因的研究以及近似地质条件矿井的支护方案比对，得出结论通过适度减小支护强度的方式，不仅能够保证巷道的支护稳定性，也能够避免巷道端头出现垮塌滞后等问题。所以，综合运用类比分析法以及理论计算法，将矿井13 号煤层巷道现有的支护方案优化为：巷道顶板选取左旋螺纹钢锚杆，锚杆直径18 mm、长度2 000 mm，每排锚杆的数量为6 根，相邻锚杆的间距1 000 mm、排距1 000 mm，预紧力40 kN，预紧力矩134 N·m；顶锚索采用三花布置的方式，锚索直径17.8 mm、长度8 000 mm，相邻锚杆间距2 200 mm、排距3 000 mm，预紧力130 kN；巷道工作帮选取玻璃钢锚杆，锚杆直径22 mm、长度2 000 mm，每排锚杆数量为3 根，相邻锚杆间距1 500 mm、排距1 500 mm，预紧力12 kN，预紧力矩40 N·m；巷道非工作帮选取圆钢锚杆，锚杆直径18 mm、长度2 000 mm，每排锚杆数量为3 根，相邻锚杆间距1 500 mm、排距1 500 mm，预紧力21 kN，预紧力矩70 N·m。支护设计优化方案示意图如图1 所示。优化前后支护方案统计对比如表1所示。

图1 支护设计优化方案示意图（单位：mm）

表1 优化前后支护方案统计对比

3 优化前后锚杆、锚索预应力场分布特征

基于锚杆预应力的成因和分布规律，对优化后的支护方案采取数值模拟的方式，建立预应力场分布模型，对于优化前后方案作用下的巷道围岩应力场分布特性和承载能力进行分析，验证优化后的方案是否能够适应实际支护需求。

3.1 数值模型的建立

根据进风顺槽实际地质条件以及支护情况，建立预应力场分布模型。模型高42.04 m、宽65.4 m。顶板由中粒砂岩构成，厚度为14.74 m，煤层厚度为11.1 m，底板由泥岩和泥灰岩构成，厚度分别为3.34 m 以及12.86 m[2-3]。通过内置Cable 单元的方式布置锚杆，根据煤岩力学参数、锚杆自身参数以及锚杆支护参数建立模型，采用库伦斗拿尔本构。在模型四周和地面添加位移约束。数值计算模型中岩石力学相关参数如表2 所示。优化前巷道数值模型及支护方案如图2 所示。

表2 数值计算模型中岩石力学参数

图2 优化前巷道数值模型及支护方案

3.2 支护系统预应力分布特征及承载范围

因为巷道锚杆和锚索处于不同断面，需要分别进行截面选取，通过预应力云图对于优化前后的方案进行分析，支护系统预应力分布云图如下页图3 所示。

图3 支护系统预应力分布图

通过下页图3 不难发现，预应力锚杆联合支护的方案使得围岩中出现部分压应力区，压应力通过叠加形成有机整体，提升了巷道的承载能力，保证了巷道的稳定性。对比分析图3-1、图3-3 不难发现，现有方案下，巷道顶板和两帮靠近锚索的区域均出现了较大面积的压应力承载区；对比分析图3-2、图3-4 不难发现，将预应力0.1 MPa 作为界限，可知顶板处压应力区仍是连续的，但是由于两帮锚杆的减少使得两帮预应力大于0.1 MPa 的区域不再连续，因此，优化后的支护方案能够适当降低支护强度。对比分析图3-1、图3-2 不难发现，压应力仍然集中在锚杆锚固周围，但是优化后的锚杆压应力数值显著下降，并且集中于锚杆尾部2/3 区域内优化前，峰值达到0.294 MPa；优化后，适当缩短了锚杆长度和直径，每排锚杆仅有中间4 根压应力较大，并且长度缩短为尾部1/2区域，峰值下降至0.277 MPa。将预应力大于0.1 MPa作为界限，优化后的顶板加固高度缩短为1.7 m；两帮的加固深度缩短为1.5 m。对比分析图3-3、图3-4 不难发现，通过减少锚索数量，缩短顶锚杆长度和直径的方式，使得锚杆的应力峰值由0.293 MPa 下降至0.203 MPa，并且顶板高应力区域面积显著减小。将预应力大于0.1 MPa 作为界限，优化后的顶板加固高度缩短至1.6 m；两帮加固深度缩短至1.5 m。综上，进行方案优化后，锚杆由于预应力产生的压应力区面积显著减小，应力数值显著下降，巷道的支护强度适当降低，承载能力减弱，但是巷道变形量符合要求。实现了支护方案科学合理以及安全的目标，能够很好地解决巷道顶板垮落滞后导致的大面积悬顶问题。

3.3 优化前后巷道围岩变形特性

已知13 号煤层属于浅埋煤层，具有巷道围岩变形量较小等特点，因此在数值模型分析过程中，需要对支护优化前后巷道顶板、两帮及底板位移量的最大值，绘制直方图对比优化前后巷道围岩位移量进行综合分析，对比结果如图4 所示。

图4 优化前后巷道围岩位移量

根据图4 不难发现，煤层埋深较浅使得巷道围岩物理力学性质较好，位移量较小。优化后的方案使得巷道的支护强度降低，顶板、底板和两帮围岩位移量均有所增加。其中，顶板位移量由10.8 mm 增加至13.2 mm；正帮位移量由6.9 mm 增加至11.5 mm；副帮位移量由7.6 mm 增加至9.7 mm；底板位移量由9.4 mm 增加至11.3 mm。由此可见，优化后的支护方案一定程度上降低了巷道的支护强度，使得围岩位移量有所增加，但是位移量仍在标准之内，验证了优化后的方案对巷道围岩变形的控制效果。

4 优化后巷道支护应用效果

支护方案优化后，断面变形量较小，巷道围岩十分稳定，两帮几乎无片帮现象产生，顶板无局部煤体冒落现象，所以，通过降低支护强度的方式仍能保证巷道的支护效果，验证了优化后的支护方案的稳定性以及安全性。此外，优化后的支护方案避免了工作面端头处巷道顶板垮落滞后性导致大面积悬顶的现象。