软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

安彦霖

（山西焦煤霍州煤电木瓜煤矿，山西吕梁 033100）

随着我国经济的快速发展，能源消费量快速上升，目前已跃居世界首位，中国整体的能源消费总量占全球23%。随着十三五规划已来，各种清洁能源快速发展，清洁能源大有替代化石能源的趋势，但考虑实际国情可以预见未来相当长的一段时间内煤炭资源的地位无法代替。随着多年的开采，埋深较浅的煤层已经逐步得到开采，目前的开采重点逐步向着深部煤层转移，所以煤炭采深逐步上升。深部煤层占煤炭总量的一半以上，且大多分布在华东、东北及华北等地。在进行深部煤层开采过程中，由于高应力的存在，使得围岩变形较大，巷道支护难度提升。软岩巷道由于其围岩自身强度较低，所以其自稳能力较差，所以在进行深部软岩煤层开采时，常常由于高应力及低自稳的特征使得围岩变形较大，顶板出现大幅度下沉、两帮剧烈收敛等[1]。为了解决深部软岩煤层巷道围岩变形较大的问题，本文基于前人的研究[2]，对其支护进行研究，通过数值模拟软件对支护参数进行合理分析，并对现有支护进行一定的研究，为深部软岩巷道支护方案优化设计提供一定的参考，为矿井安全开采做出一定的贡献。

1 矿井概况及支护优化分析

1.1 矿井概况

木瓜矿位于山西吕梁方山县大武镇木瓜村，井田面积10.63km2，矿井核定生产能力1.5Mt/a，10-206工作面现在主要开采10#煤层，厚度为3.65~3.85m，平均约3.8m，结构较为复杂，煤层中含0~3 层夹矸，根据煤层厚度，目前矿井采用长壁采煤机综采一次采全高采煤法，同时采用全部垮落法管理顶板。根据对10#煤轨道下山巷道的直接顶进行岩性测定，发现围岩内泥质砂岩和泥岩高岭土比例较大，仅有少量伊利石和蒙脱石，抗压强度38.2MPa。属于软岩巷道。在10#煤轨道下山巷道内部布置测点，用于监测巷道围岩变形情况，监测数据如图1所示。

图1 原支护方案下巷道围岩变形曲线

从图1 中可以看出，随着监测天数的不断增大，此时巷道围岩的变形量呈现逐步增大的变化，在监测天数为180d 时，此时的巷道围岩变形量来到最大值，分别为底鼓量445.3mm，顶底板相对位移量868.5mm，两帮移近量达到725.2mm。通过对以上监测数据进行分析，可以看出，目前10#煤下山巷道变形破坏十分严重，现有支护无法满足巷道稳定性要求，所以需要对现有支护进行优化，解决煤矿巷道围岩变形大的问题[3]。

1.2 数值模拟

利用FLAC3D 数值模拟软件进行支护模拟分析，根据木瓜矿10-206 工作面实际地质情况，建立深部巷道应力模型，FLAC3D数值模拟是美国ITASCA公司开发的计算软件，其在岩土力学中应用十分广发。根据巷道各层岩石实际情况，建立摩尔—库伦计算模型，模型尺寸为30m×30m×12m，对X、Y方向进行固定约束设定，同时对Z 方向的下部进行固定约束设定。巷道断面为宽度4500mm，高度3550mm 的半圆拱型，在巷道的上方埋深800m，计算可得自重应力18MPa，测压系数1.05，重力加速度设为9.8m/s2，锚杆、锚索采用cable结构单元。设定锚杆直径为20mm，预紧力为500kN，锚固长度3m，锚索长度直径20mm，预紧力200kN，长度为6.3m。完成数值模拟模型的建立，根据原有支护方案，结合相似经验，设定如下支护方案，原支护方案为锚杆支护，选定锚杆直径为20mm，长度为3000mm，顶板、两帮锚杆间排距均为800mm×800mm，锚杆的预紧力为200kN。优化后支护方案为锚杆、锚索联合支护。锚杆直径20mm，长度为3000mm，两帮及顶板间排距800mm×800mm，预紧力500kN；同时锚索直径为20mm，长度为6.3m，顶板、两帮锚索间排距均为1600mm×1600mm，锚索的预紧力为200kN。原支护及优化支护断面图如图2所示。

图2 原支护方案及优化支护方案断面图（单位：mm）

对两种支护方案下的巷道垂直位移及水平位移分布情况进行模拟分析，模拟结果如图3所示。

如图3所示可以看出，对比巷道垂直方向的位移云图，可知在选用原支护方案时，此时的巷道顶板底板的位移量最大值分别为674.54mm、121.50mm，顶底板移近量为796.04mm。而当经过支护优化后，此时的巷道顶部及底板的变形量分别为119.85mm、11.51mm，顶底板移近量达到了131.36mm，对比分析可知，在经过方案优化后，此时的巷道顶底板移近量下降了83.49%，底板底鼓量减少了90.53%，顶板位移量减少了82.23%。对比巷道水平位移云图，可以看出，在原支护方案下，此时的巷道左帮及右帮的位移量分别为322.78mm、322.52mm，两帮的移近量为645.30mm，经过支护优化后，此时的巷道左帮右帮位移量分别为42.60mm、42.65mm，两帮移近量为85.25mm，两帮的变形量分别为左帮下降了86.80%，右帮下降了86.78%，总体两帮移近量下降了86.79%。所以可以得出，经过支护优化后，此时的巷道围岩变形量得到了较为有效的控制，支护优化方案可行[4]。

2 应用分析

木瓜矿为验证支护方案效果，观察巷道围岩岩体稳定性，因此选定一段试验段进行围岩变形分析，在优化支护方案下，通过观测站对围岩表面位移量进行监测并记录，观测时间为180d，数据记录时间间隔5d，汇总优化支护方案后的巷道围岩表面位移曲线如图4所示。

图4 支护优化方案下巷道围岩变形曲线

从图4 可以看出，随着监测天数的增大，此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势，在监测天数90d 以前时，此时的巷道围岩变形量快速增大，而在监测天数大于90d时，此时的巷道围岩变形量几乎不发生变化，巷道变形趋于稳定，此时的巷道底鼓量最大值为226.3mm，巷道的两帮移近量为364.1mm，顶底板移近量为443.3mm。整体可以看到，经过支护优化后，此时的围岩稳定性得到一定的提升，但整体控制效果未达到模拟结果预期，但仍比原支护方案有了较大幅度的提升，保证了井下安全和生产效率[5]。

3 结论

（1）经过对原支护方案下巷道位移变形进行监测，发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm，两帮移近量达到725.2mm，根据变形情况给出相应支护优化方案。

（2）对支护优化方案进行模拟分析，发现顶底板移近量达到了131.36mm，较原支护方案下降了83.49%，两帮移近量为85.25mm，两帮移近量下降了86.79%。

（3）随着监测天数的增大，此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势，巷道底鼓量最大值为226.3mm，巷道的两帮移近量为364.1mm，顶底板移近量为443.3mm，支护优化方案可行。