和顺隆华煤业二采区煤层下山锚杆支护参数模拟研究

摘要：隆华煤业二采区开拓巷道皆布置在煤层中，相较于一采区巷道围岩地质情况发生了变化。为确保在锚杆支护参数在现场应用的科学有效，运用悬吊理论，计算了锚杆长度、间排距等参数的理论数值，并采取FLAC3D数值模拟的方法，得出了不同埋深、锚杆长度、锚杆间排距参数影响，巷道围岩应力、塑形区演化规律，确定了锚杆设计方案，并给出了支护建议，经现场验证方案可行，巷道稳定效果良好。

关键词：悬吊理论 埋深 锚杆长度 锚杆间排距 数值模拟

中图分类号：TD31

Simulation Study on Bolting Support Parameters of Coal Seam Roadway in Heshun Longhua Coal Industry No.2 Mining Area

HUANG Huan

Handan Mining Group Co.， Ltd. of Jizhong Energy Group， Handan， Hebei Province， 056000 China

Abstract： The opening tunnels in the second mining area of Longhua Coal Industry are all arranged in the coal seams， which has changed the geological conditions of the surrounding rock compared to the tunnels in the first mining area. In order to ensure the scientific and effective application of bolting parameters in the field， the theoretical values of bolt length， row spacing and other parameters are calculated by using Suspension theory， and the FLAC3D numerical simulation method is adopted to obtain the evolution law of stress and plastic zone of tunnel surrounding rock under the influence of different buried depth， bolt length and row spacing parameters， the anchor18rgbOpG+MGZuqsiq3FCAJ61+C18Nm/dA8CvZn6L6cc= design scheme is determined， the bolting proposal is also given. It is proved that the scheme is feasible and the stability effect of tunnel is good.

Key Words： Suspension theory; Burial depth; Bolt length; Row distance between bolts; Numerical simulation

相关研究表明，理论计算和数值模拟是煤矿巷道锚杆支护选择的重要手段，故本文以和顺隆华煤业二采区胶带下山作为工程背景，二采区胶带下山作为开拓大巷，布置在煤层中且埋深环境相较一采区层位巷道存在差异，故巷道锚杆支护参数的科学选取依据是煤矿安全生产的重要保障[1]。通过理论计算与数值模拟的相互论证，探讨锚杆支护设计方案的合理性及相关支护建议，并实时监测现场方案的支护效果。该研究成果大大降低了隆华煤矿生产的安全风险，提高了经济效益，同时为后期巷道支护参数的选取提供了参考。

1 工程概况

和顺隆华煤业二采区胶带下山沿15号煤层底板布置，位于+1030 m～+1190 m水平，与一采区胶带大巷埋深相差近200 m，15号煤厚5.69 m，二采区胶带下山顶板拖煤2.09 m，老顶为K2灰岩相对较硬，完整性较好。底板为泥岩，性质相对稳定。巷道宽度为4.4 m，巷道高度为3.6 m，采用锚杆支护，具体支护参数为：锚杆规格为Ф18 mm×2000 mm，间排距为800 mm×800 mm。由于埋深等参数发生变化，故对二采区胶带下山锚杆支护参数重新进行理论计算。

2 锚杆参数理论计算

2.1 锚杆长度确定

顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

式（1）中：L为锚杆总长；L1为锚杆外露长度，单位为m；L2为有效长度，单位为m；L3为锚入岩石深度，单位为m；

普氏免压拱高：

煤帮破碎深度：

式（2）、式（3）中：B、H分别为巷道掘进跨度和高度，B=4400 mm，H=3600 mm；fd为顶板岩石普氏系数，fd取3；Wb为两帮围岩的内摩擦角。

根据上述公式计算得出：顶锚杆Ld≥1827.7 mm，帮锚杆Lb≥1283.1 mm。

依据上述公式计算可知，二采区胶带下山原方案选取的直径为Ф18 mm，长度为2 000 mm的顶锚杆和帮锚杆能满足设计要求[2]。

2.2 锚杆间排距的确定

2.2.1由悬吊理论分析设计锚杆间排距

当锚杆间排距相等时，即a＝a1＝a2，则间排距为：

式（5）中：a为锚杆间排距，单位为m；Q为锚杆锚固力，单位为kN；K为安全系数，一般取1.5～2；L2为锚杆有效长度，不小于不稳定岩层的厚度，单位为m；γ为不稳定岩层平均容重，单位为kN/m3。

（1）根据隆华公司锚杆锚固力要求，直径为18 mm、长度2 m的锚杆锚固力要求达到130 kN。（2）直径为18 mm、长度为2 m的锚杆有效长度。

式（6）中：L为锚杆总长度；L1为锚杆外露长度（一般取0.05 m）；L4为锚杆锚固长度。

通过以上数据得出：a=1.51 m。

2.2.2由自然平衡拱理论分析设计锚杆间排距

式（7）中：为锚杆间排距，单位为m；Z为锚杆锚入自然平衡拱范围之外的额外深度，取0.5 m；a为巷道的半跨度，单位为m；b为顶板岩层的破坏深度，单位为m。

（1）巷道宽度取5.0 m，则半跨度为2.5 m。

（2）围岩松动圈冒落高度

通过以上数据得出：

2.2.3由加固拱理论分析设计锚杆间排距

研究表明，加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系：

式（8）中：L为锚杆有效长度，直径18 mm锚杆取2 m；b为加固拱厚度，取值0.8 m；为锚杆在围岩中的控制角，一般取45°；a为锚杆间排距，单位为m。

通过以上数据得出：a＝1.6 m。

综合上述计算，确定锚杆间距及排距不得大于1.3 m，二采区胶带下山支护排距最大 0.8 m<1.3 m，满足支护要求。

3 巷道支护参数数值模拟分析

根据二采区胶带下山基本情况，采用FLAC3D软件进行不同锚杆支护参数情况的数值模拟，分别研究埋深、锚杆长度和锚杆间排距对巷道围岩应力分布的影响，确定最佳的锚杆支护参数[3]。

3.1 埋深

二采区胶带下山位于+1030～+1190水平，以等高线每下降50 m为一个工况对下山巷道进行数值模拟计算。分别建立等高线为+1180 m、+1130 m、+1080 m、+1030 m四种埋深下的二采区胶带下山巷道数值计算模型。

根据不同埋深二采区胶带下山塑性区云图表明。未经采动的煤岩体，在巷道开掘以前通常处于弹性变形状态，开挖使原岩应力重新分布，二采区胶带下山围岩开始产生破坏，随着埋深逐步增加，塑性区范围进一步扩大，从+1 180 m等高线至+1 030 m等高线，塑性区范围从平均1 m扩大到2 m，当埋深增加至+1 030 m时，蝶形破坏特征最明显，受最大水平主应力的作用，围岩塑性破坏主要出现在巷道四个角。当等高线从+1 180 m降低至+1 130 m，塑性区扩展范围不大。但当等高线从+1 080 m降低至+1 030 m，塑性区扩展范围急剧增加，由于埋深的增加巷道破坏程度突增。同样，巷道底板破坏受埋深增加的影响不大，此处分析的主要原因是由于底板较硬。但巷道两帮破坏受埋深影响较大[4]。

3.2 锚杆长度

RH3ZB8TDTbQw8JzTKhyCig9FeJYwbFhCfK6OeCvDLd8=

分析锚杆长度分别为1 800 mm、2 000 mm、2 200 mm时围岩变形受力特征。从围岩塑性区可以看出，随着锚杆长度增加，围岩塑性区发育范围逐渐缩小，围岩塑性区发育范围缩小位置主要为顶板。随着锚杆增长，更容易形成穿层支护。此外当锚杆从1 800 mm增长到2 200 mm，巷道两侧底角塑性区破坏范围也得到了改善，从塑性区范围1 m缩小到了0.5 m。由此可见，锚杆长度增加可降低隆华煤矿二采区胶带下山的破坏范围[5]。

当锚杆从1 800 mm增长到2 200 mm时，从围岩垂直应力分布可以看出，随着锚杆长度增加，虽然围岩垂直应力分布范围变化不大，但是围岩垂直应力集中程度逐渐降低，当锚杆长度为1 800 mm时，围岩最大垂直应力为8.96 MPa；当锚杆长度为2 000 mm时，围岩最大垂直应力为8.81 MPa；当锚杆长度为2 200 mm时，围岩最大垂直应力为8.72 MPa。由此可见，锚杆长度增加可降低隆华煤矿二采区胶带下山的垂直应力集中程度，但影响较小，使用2 000 mm的锚杆即可满足要求。

当锚杆从1 800 mm增长到2 200 mm时，从围岩水平应力分布可以看出，随着锚杆长度增加，围岩水平应力分布范围变化不大，但围岩水平应力集中程度逐渐降低，当锚杆长度为1 800 mm时，围岩最大水平应力为18.27 MPa；当锚杆长度为2 000 mm时，围岩最大水平应力为16.71 MPa；当锚杆长度为2 200 mm时，围岩最大水平应力为15.76 MPa。与锚杆长度为1 800 mm时的围岩最大水平应力对比，当锚杆长度增加到2 000 mm时，围岩最大水平应力降幅为8.56%；与锚杆长度为2 000 mm时的围岩最大水平应力对比，当锚杆长度增加到2 200 mm时，围岩最大水平应力降幅为13.74%。由此可见，锚杆长度增加可降低隆华煤业二采区胶带下山的水平应力集中程度。

3.3 锚杆间排距

以隆华煤业二采区胶带下山支护参数为例，研究隆华煤业二采区胶带下山的锚杆间排距对巷道围岩控制效果。

根据模拟结果可知，随着锚杆间排距不断增大，围岩破坏范围同样随之增加。当锚杆间排距为700 mm×700 mm时，锚杆在一定范围内形成了明显的压应力区，围岩顶板形成了面积大且整体性良好的压应力区，由此可见在此支护方案下，锚索支护效果良好，相邻排锚杆对围岩产生了很强的支护作用；当锚杆间排距为800 mm×800 mm时，相较于间排距为700 mm×700 mm的布置方式，锚杆支护的围岩一定范围内的压应力区依旧显著，形成的压应力区没有明显的减弱，因此，在此方案支护作用下，锚索锚固效果依旧良好，相邻排锚索对围岩的支护作用仍然很强；当锚杆间排距为900 mm×900 mm时，锚杆仍存在一定范围的压应力区，但相较于前两种支护方案而言，这种支护方案压应力区有所降低[6]。因此，综合分析采用800 mm×800 mm锚杆间排距即可满足安全要求。

4 现场实践

经过上述理论计算和数值模拟分析，隆华煤业二采区胶带下山锚杆长度、间排距可选用2 m及800 mm×800 mm，即可满足安全要求，在掘进过程中沿二采区胶带下山每掘进100 m在顶底板和巷帮位移测站进行监测巷道顶底板和两帮相对位移变形量。

掘进500 m后巷道位移基本趋于稳定，顶底板移近量最大为42 mm，两帮移近量最大为25 mm。由现场实测情况看出，该支护方案满足安全生产要求，具有较强的应用价值与参考价值。

5 结论

（1）针对隆华煤业二采区胶带下山基本情况进行了锚杆支护参数理论计算，得出顶锚杆的长度应大于等于1 827.7 mm，帮锚杆长度应大于等于1 283.1 mm。选取的直径Ф18 mm长度2 000 mm的顶锚杆和帮锚杆能满足设计要求。

（2）采用FLAC 3D软件模拟了锚杆长度为1 800 mm、2 000 mm和2 200 mm和锚杆间排距为700 mm×700 mm、800 mm×800 mm、900 mm×900 mm对巷道围岩应力分布的影响。其中随着锚杆长度的增加水平应力集中程度降低，垂直应力集中变化程度较小；随着锚杆间排距的增大，巷道塑性区范围变化不大，700 mm×700 mm与800 mm×800 mm间排距的压应力区较为显著，支护效果较好，900 mm×900 mm间排距压应力区较小。综上采用锚杆长度为2 000 mm，锚杆间排距为800 mm×800 mm。

（3）对支护方案进行现场监测，掘进500 m后趋于稳定，经监测该支护方案支护效果较好，能够满足巷道安全生产和服务周期要求。

参考文献

[1] 李如波，涂兴子，翟新献，等.深部采区轨道下山巷道钢丝绳网锚注支护技术研究[J].煤炭工程，2019，51（12）：77-81.

[2] 蒋与飞.泉店煤矿采区回风下山支护优化方案研究[J].煤炭与化工，2021，44（7）：1-5，44.

[3] 韩海威.不同锚杆支护参数的支护效果对比[J].机械管理开发，2023，38（9）：27-29.

[4] 罗新旗，高小雷，王文才.基于自然平衡拱的巷道锚杆锚索支护参数优化与应用[J].煤炭技术，2022，41（11）：56-59.

[5] 郝阳，吴宇，张凯，等.煤矿锚杆轴力检测时锚固系统振动特性参数分析[J].采矿与安全工程学报，2022，39（3）：567-575.

[6] 郑朋强，李文靖，寇天司，等.两帮实体煤矩形巷道围岩变形力学分析及支护研究[J].煤炭技术，2023，42（7）：1-5.