大断面巷道高预应力锚杆支护技术研究与应用

郭明功

(平顶山煤业集团有限公司八矿,河南 平顶山 473000)

大断面巷道高预应力锚杆支护技术研究与应用

郭明功

(平顶山煤业集团有限公司八矿,河南 平顶山 473000)

针对平顶山煤业集团有限公司八矿深部开采的戊9.10煤层辅运巷道的矿压条件，通过理论计算确定合理的巷道断面跨度，计算锚杆长度、间距、直径等主要支护参数。运用数值模拟方法对采取高预应力锚杆支护后的巷道围岩破坏情况分析，得出巷道锚杆支护最优方案，并进行工程应用。结合围岩位移、锚杆锚索受力监测数据分析，验证工程优化的参数设计，为邻近巷道的锚杆支护设计提供理论支撑和技术参考。

深井；大断面；巷道支护；数值模拟；锚杆支护

随着煤矿产能不断提升和煤炭资源的进一步开发，平顶山矿区已进入深部开采范围。平顶山煤业集团有限公司八矿(以下简称“八矿”)戊9.10煤层底板标高范围在580～665 m，其埋深已超过660 m，围岩自重应力显著增加，其软化、破碎、流变的时间效应越发明显，深部巷道围岩体的复合层状结构与支护体之间变形差异显著，变形的不协调可能导致支护失效，最终可能导致巷道整体失稳变形，诱发矿难发生。

保持围岩和巷道结构稳定是巷道支护的根本任务。在巷道支护方法上，国内外学者提出了多种支护理论并得以应用[1-3]，对于深部巷道支护，必须构筑整体围岩支护结构，即巷道帮、角、底板等弱化区和关键承载区必须得到加强[4]。深部岩巷的支护的实施原则为：(1)高预应力锚杆强化帮角。既可直接提高帮角的围岩支护强度，又缓解该处围岩应力集中。(2)关键承载区采用点锚索加强支护。锚索深入到稳定的岩层中，可对大跨度巷道顶板岩梁起到间接减跨效果。由于我国各地煤矿地质条件差异较大，必须针对特定条件采取对应的支护方法[5-6]。为此，本文以八矿戊9.10煤辅助运输大巷为研究背景，采用理论分析与数值模拟相结合的方法，研究巷道围岩的应力-变形和破坏特征，进而确定合理的支护方案。

1 试验巷道概况

八矿煤戊9.10煤层位于矿区戊煤组的中部，煤层平均厚度3.2 m，煤层东翼辅助运输大巷岩层柱状如图1所示。顶板岩性多以粉砂岩、砂质泥岩为主，平均厚度9.1 m，单轴抗压强度45.0-60.0 MPa，底板岩性多为砂质泥岩及粉砂岩。

图1 巷道顶底板柱状图

为了使巷道顶板更利于维护，保证顶板完整，辅运巷道采用矩形断面，沿煤层顶板掘进。戊9.10煤层底板为砂质泥岩，容易变形，属于Ⅲ类不稳定围岩。巷道设计尺寸，掘进断面宽度5.80 m，高度4.25 m，断面积为24.65 m2。

2 支护参数分析与计算

根据锚杆支护方案的初步设计，通过相关理论公式计算，能够获得的支护参数包括锚杆长度、锚杆间距、锚杆直径[7]，结合工程具体条件可提出优化方案。但对于锚杆的托盘、螺母结构、锚固段长度，现阶段还没有可靠的理论公式进行计算获得[3]。分析围岩变形规律需参考岩体力学和结构力学理论，建立巷道的顶底板极限跨度力学计算模型，具体信息如图2所示，其中截面宽度L，弯矩M，均布载荷强度q。

图2 巷道顶底极限跨距力学模型

2.1 结构稳定性

(1)

(2)

该矿巷道顶板岩梁h=6.6 m，按埋深662m计算约为q=16.5 MPa，根据测试RT=4.50 MPa，RS=15.0 MPa，带入前述公式计算得L1=7.7 m，L2=8.0 m。比较发现，巷道掘进断面宽度L=5.80 m的结构稳定性可行。

2.2 相关参数确定

2.2.1 锚杆长度的确定

锚杆长度的确定有具体的计算公式，主要分为两部分：顶板锚杆长度和帮锚杆长度，其中顶板锚杆长度：

L顶=2.0+0.15B/K

(3)

帮锚杆长度：

L帮=2.0+0.15H/K

(4)

式中：B—巷道跨度(宽度)，5.80m；H—巷道高度，4.25m；K—围岩影响系数，一般取3-5。计算得L顶=2.29m，L帮=2.21m，本工程统一选用L=2.40m锚杆。

2.2.2 锚杆间距的确定

间距M≤0.5 Lmin(锚杆长度的二分之一)本次确定锚杆的间距M≤1.1 m，按M=1.0 m间距设计。

2.2.3 锚杆直径的确定

d=L/110=2400/110=21.8

(5)

式中：d—锚杆直径，取22mm；

根据上述公式计算得巷道锚杆支护参数见表1所示。

表1 巷道锚杆参数计算结果

3 支护参数的数值模拟

根据岩(煤)层的埋深条件和巷道几何参数，选定锚杆的力学性能参数，采用FLAC3D数值模拟软件，对戊9.10煤辅运巷道围岩条件、应力状况以及初始支护参数条件下巷道支护效果进行了数值计算，最终的应力分布和塑性破坏范围见图3和图4。

图3 垂直方向应力分布

图4 塑性区分布范围

数值计算结果显示，该巷道采用初始支护设计方案时巷道掘进后顶板最大下沉量为115.4 mm，最大底鼓量为41.9 mm；掘进期间两帮位移量相当，在158 mm左右，巷道围岩的塑性区分布范围基本在锚杆、锚索支护范围之内。由此可以判定，初始支护设计方案基本可以满足正常条件下的巷道支护需要，但具体巷道位移变形情况需根据现场实地监测确定。

4 巷道锚杆支护参数的确定

根据对矿井地质条件的了解，结合理论计算及数值模拟结果，确定八矿戊9.10煤东翼辅助运输大巷初始设计参数如下：

4.1 顶板支护

锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，杆体屈服强度不低于335 MPa。锚杆长度2400 mm，杆尾螺纹为M24，螺纹长度不小于150 mm。采用高强螺母M24×3.0。锚固方式：采用树脂加长锚固，锚固时采用两支树脂锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为30 mm，锚固长度为1200 mm。锚杆布置：锚杆排距900 mm，每排6根锚杆，间距1000 mm。锚杆角度：均垂直于巷道顶板。锚杆预紧力：顶锚杆预紧力矩为350～400 N·m。

锚索形式和规格：锚索材料为φ17.8 mm、1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，长6300 mm，钻孔直径30 mm，采用一支K2335和三支Z2360树脂锚固剂进行锚固，锚固长度为1950 mm。锚索布置：每1.8m布置1排锚索，每排打3根锚索，间距为2000 mm，安装角度垂直顶板。锚索张拉力：考虑到锚索张拉时的应力损失，设计施工时锚索初始锁定张拉力150 kN。

4.2 巷帮支护

锚杆形式和规格：杆体为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，杆体屈服强度不低于335 MPa。锚杆长度2400 mm，杆尾螺纹为M24，螺纹长度不低于150 mm。采用高强螺母M24×3.0。锚固方式：采用树脂加长锚固，锚固时采用两支树脂锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为30 mm，锚固长度为1200 mm。锚杆布置：锚杆间距1100 mm、排距均900 mm，每帮4根锚杆，上部第一根锚杆距顶板300 mm。锚杆角度：除最上部和最下部锚杆与水平线成10°夹角外，其它帮锚杆垂直巷帮布置。锚杆预紧力：帮锚杆预紧力矩为350～400 N·m。

5 工程验证

八矿戊9.10煤东翼辅助运输大巷采用上述方案进行支护，在巷道掘进过程中，进行了矿压数据观测。

5.1 巷道收敛变形

巷道收敛变形反应巷道的断面收缩程度，可以判断围岩变形量是否超过最大允许值，用十字布点法测得相应的围岩变形量见图5所示。

图5 掘进期间围岩变形量规律

图6 锚杆(索)受力变化曲线

由图5可知巷道掘进7d内，顶板下沉速度和两帮移近速度相对大些，7d之后围岩移近速度减慢，围岩处于稳定状态，但仍有较小的变形量存在，主要是煤体具有蠕变特性造成的。总体看顶板下沉量和两帮移近量都比较小，顶板最大下沉量为102 mm，两帮最大移近量为246 mm。

5.2 锚杆(索)受力分析

采用锚杆测力计监测锚杆受力变化规律，并可判断锚杆的工作状态、参数是否合理，如锚杆的选择、布置位置等因素，进而分析锚杆的受力状态[8]。掘进后对锚杆和锚索的受力情况进行了监测，结果见图6所示。从图中可知，当锚杆安装后其预紧力都可达到50 kN以上，提高了初期支护力，在安装10 d内，围岩变形后锚杆工作阻力增大，能够有效的控制围岩初期的变形。

锚索安装后工作阻力迅速增大，避免了浅部与深部岩层的离层，到20 d左右，锚索受力基本稳定，可达到140 kN，高预应力锚索对高预应力锚杆支护系统加固补强，控制围岩效果十分理想。通过观测数据显示，巷道最终的变形量见表2。由表2数据比较可知，锚索的作用效果明显，对高预应力锚杆支护系统加固补强表现在围岩位移变化上，尤其是顶板加固方面更加突出。

表2 巷道围岩最终变形量

6 结论

1)目前深井大断面巷道的高预应力锚杆支护已在八矿使用，高强度预应力锚杆极大地体现出主动支护的优势，巷道围岩收敛程度在允许范围之内，由矿压数据可知，戊9.10煤运输大巷的支护方式是合理的，锚杆、锚索利用率较高。

2)锚杆与锚索联合锚固巷道围岩可以有效提高围岩结构的稳定性，对于软岩支护尤其重要，科学设计和合理选择锚杆锚索参数可实现经济高效。

3)高预应力锚杆支护方法在该区的使用，极大的提高了巷道的使用效率，可有效保证矿井安全生产，其支护方法对类似条件具有指导意义。

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StudyontheLargeCross-sectionTunnelwithHighPre-stressBoltSupportinDeepMine

GUO Ming-gong

(No. 8coalmineofPingdingshanCoal(Group)Co.Ltd,Pingdingshan，467000,China)

According to the underground pressure conditions of the deep auxiliary transport roadway in E9,10 coal seam of No. 8 coal mine of Pingdingshan Coal (Group) Co. Ltd,the paper employes the theoretical formula to calculate the sectional span and bolt support parameters, such as the length, diameter, spacing, etc.A bolt roadway support optimal scheme is obtained after the analysis of surrounding rock of roadway damage with a numerical simulation method,and applied it in a project. Combining the analysis of displacement of surrounding rock, bolt and cable stress monitoring data, to verify the design parameters of the optimization project, it’s helpful for the design theory and technology in the adjacent roadway bolt support

deep well; large section; roadway supporting; numerical simulation;bolt supporting

2015-02-16

郭明功(1980-),男，河南方城人，工程师,中国平煤神马集团八矿从事煤矿井下安全技术工作。

TD353+.6

A

1672-7169(2015)02-0054-06