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(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京 100083)

深井高应力巷道锚杆支护参数优化研究

张斌川，卢辉，刘路，卢志江，保天才，李炜强，王福利

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083)

针对潘西矿7192回风巷在原锚杆支护效果不理想的情况，通过数值模拟软件FLAC 3.3 ，对不同支护方式和支护参数条件下的锚杆支护情况进行模拟，并对模拟结果进行了分析。结果表明：相比原有的锚杆支护，强力锚杆支护系统能更有效地控制巷道围岩变形。通过对不同锚杆预紧力、锚杆排距、锚杆直径、锚杆长度的模拟支护效果分析，得到了优化参数预紧力为15t、排距为800mm、 直径为25mm、长度为2.4m的螺纹钢筋锚杆支护方案。同时，将优化的支护方案进行现场试验，试验结果表明强力支护锚杆系统能更有效地控制巷道变形，明显改善巷道围岩支护效果。

高应力巷道；锚杆支护； 数值模拟；参数优化

深部岩体地质力学特点决定了深部开采与浅部开采的明显区别在于深部岩石所处的特殊环境，即“三高一扰动”的复杂力学环境。同时，深部工程围岩的地质力学环境较浅部发生了很大变化，从而使深部巷道围岩表现出围岩应力场的复杂性、围岩的大变形和强流变性特性、动力响应的突变性、深部岩体的脆-延转化和深部岩体开挖岩溶突水的瞬时性等特性[1]。由于深部岩石力学行为具有明显区别于浅部岩石力学的这些重要特征，再加上赋存环境的复杂性，致使深部开采巷道围岩变形破坏严重，易造成冒顶片帮，巷道支护困难。浅部的巷道支护技术无法满足深部高地压巷道支护要求，因此研究深部巷道围岩支护具有重要的意义[2]。目前，高地压巷道多采用二次支护理论，即巷道支护分2次进行：一次支护在保持巷道稳定的前提下，允许巷道有一定的变形以释放压力；隔一定时间后实施二次支护，保持巷道的长期稳定。但是，有些深井巷道采用二次支护后仍出现变形破坏等问题，甚至需要三次、四次支护，巷道周而复始地发生破坏，围岩变形长期得不到有效控制[3]。普通锚杆支护、高预应力锚杆支护在巷道锚杆支护方面得到了一定的支护效果[3-8]，锚注支护、锚网索耦合支护技术等联合支护在高地应力、破碎围岩巷道中得到了较广泛的应用[9-12],但由于深部地质条件复杂，构造应力大，围岩变形急剧增长，造成现有的支护方式不合理或支护参数不匹配，难以有效地控制围岩变形发展。因此，开展深井高应力巷道支护参数优化研究对于提高巷道支护效果、控制巷道围岩变形发展具有重要的意义。

本文以潘西矿7192回风巷为背景，在原锚杆支护效果不理想的情况下，研究强力锚杆支护系统在潘西矿7192回风巷的巷道支护效果，并对巷道锚杆支护参数优化进行研究，确定了优化参数的支护方案。按照支护方案进行现场工业试验，并对现场巷道支护效果进行了分析。

1 工程概况

潘西矿7192回风巷是新汶矿区的深部矿井，埋深975m，表1为巷道岩层分布及特征。巷道正常沿19号煤顶板掘进，该区域内煤层平均厚度2.64m，厚度稳定，煤岩成分以半亮煤为主，硬度系数f=2～3，煤层倾角20～26°；直接顶为砂质页岩，性脆致密，水平层理发育，破碎易冒落，厚4.2m；直接底为砂质页岩，厚度1.2m。在该巷内采用水压致裂地应力测量方法进行了地应力测量。测试结果表明最大水平主应力值为39.77MPa，方向为N 39.7°E；最小水平主应力值为20.64MPa，垂直主应力为28.38MPa[13]。深部高地应力造成巷道矿压显现剧烈，巷道围岩表现出明显的蠕变特征，产生强烈底鼓和围岩大变形。巷道断面形状为梯形断面，顶板主要采用锚杆支护，巷道净宽3.2m，中高3.0m，断面积为11.1m2，巷道支护现采用φ18mm×2000mm的全螺纹钢等强锚杆5根，间排距800mm×800mm。采用3.4m长的W钢带；两帮采用φ16mm×1800mm的全螺纹钢等强锚杆，其中下帮锚杆3根，上帮锚杆5根，其间排距800mm×800mm，采用加长锚固方式。现有的支护方式不能有效控制围岩变形，两帮移近量496～558mm，顶底板移近量640～748mm。

表1 巷道岩层分布及特征

2 数值模拟分析

2.1 模型建立和计算参数

本次锚杆支护设计采用有限差分数值计算程序FLAC 3.3得出合理的锚杆支护初始设计。模拟范围为长×宽=80m×40m，网格为200×80。表2为巷道围岩的物理力学参数。采用应力边界条件，模型上表面施加均匀的垂直压应力，模型两侧面施加随深度变化的水平压应力，模型下表面位移固定[14]。

表2 巷道围岩的物理力学参数

为真实反映巷道围岩变形特征，特别是岩石屈服后的力学行为，又不致使计算速度过慢，采用2种力学模型模拟岩层。一种是应变软化模型，模拟靠近巷道的煤层。其他范围内的岩层采用摩尔—库仑模型。采用界面单元模拟岩层层面。采用锚杆单元模拟锚杆，模型岩层分布见图1[15-16]。

图1 计算模型岩层分布

2.2 数值模拟结果及分析

图2为不同条件下(无支护、原锚杆支护和强力锚杆支护)的巷道围岩位移和破坏状况。原锚杆支护巷道围岩位移和破坏状况如图2(a) 所示，由于深部开采高地应力的影响，无支护条件下的巷道矿压显现剧烈，巷道围岩变形大，巷道严重收缩变形。巷道围岩出现大范围破坏，如不进行及时支护，将会造成大面积片帮和冒顶。原锚杆支护巷道围岩位移和破坏状况如图2(b) 所示。巷道底板和两帮围岩仍存在较大的破坏区，但破坏范围相比无支护条件下已有所减小，但围岩变形量减小幅度不大，巷道围岩变形比较严重。强力锚杆支护系统下巷道围岩位移和破坏状况如图2(c) 所示。从图中可以看出，采用强力锚杆支护系统，巷道围岩变形和破坏得到有效地控制。围岩破坏区域明显减小，仅分布在巷道表面。

图2 巷道围岩位移分布和破坏状况

2.3 支护参数优化

由以上分析可知强力锚杆支护系统能较好地控制深井巷道围岩变形，然而，不同的支护参数(锚杆预紧力、锚杆排距、锚杆直径、锚杆长度)条件下锚杆支护效果相差很大。因此，为优化锚杆支护参数，改善支护效果，通过FLAC 3.3 对不同支护参数条件下巷道支护进行模拟。

2.3.1锚杆预紧力对巷道支护效果的影响

表3为不同锚杆预紧力情况下巷道围岩移近量。分别模拟了锚杆预紧力为0t，2t，4t，6t，8t，10t，15t等7种情况，在表3中可以看出，随着预紧力的增加，巷道顶底和两帮移近量减小。但是巷道表面变形量在预紧力10t以下时减小不明显，预紧力在10t以后，巷道表面变形量大幅度减小。这说明保持较大的预紧力有助于维护巷道围岩的整体性，使巷道围岩整体变形，保持围岩稳定性。

表3 不同锚杆预紧力情况下巷道围岩移近量

2.3.2 锚杆排距对支护效果的影响

表4为不同锚杆排距下巷道围岩移近量。从表中看出，随着锚杆排距的加大，从600mm到800mm，围岩移近量不断减小，而从800mm到1000mm，围岩移进量又不断加大。因此，选择800mm的锚杆排距比较合理。

表4 不同锚杆排距情况下围岩移近量

2.3.3 锚杆直径对支护效果的影响

表5为不同锚杆直径下围岩的变形量。从表中可以看出，随着锚杆直径加大，巷道围岩位移量逐渐减小。尤其当锚杆从直径22mm增加到25mm时，巷道围岩变形量明显减小。因此，可以认为φ25mm是比较合理的锚杆直径。

表5 不同锚杆直径下围岩的变形量

2.3.4 锚杆长度对支护效果的影响

表6为不同锚杆长度下围岩的变形量。从表中可以看出，随着锚杆长度的增加，巷道的变形量不断减小。尤其是锚杆长度从2200mm增加到2400mm时，巷道变形量降低非常明显。因此，可认为2400mm是比较合理的锚杆长度。

表6 不同锚杆长度下围岩的变形量

3 支护方案及工程实践

3.1 支护方案

通过对潘西矿7192回风巷锚杆支护的数值模拟分析，确定了潘西矿7192回风巷的支护方案。巷道采用树脂加长锚固强力锚杆支护系统。锚杆选用预紧力为15t，直径为25mm，长度为2.4m的左旋无纵筋锚杆专用螺纹钢筋锚杆，间排距为800mm × 800mm，每排13根锚杆。锚固方式为树脂加长锚固，采用2支锚固剂，1支为K2835，1支为Z2860。采用W钢带进行护顶护帮，钢带规格为厚度5mm，宽280mm，长度3.4m和1.8m。锚杆配件采用高强锚杆螺母M27×3，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用拱型高强度托盘，承载能力不低于40t。网片规格采用金属经纬网护顶护帮，网片规格分别为4.1m×0.9m，3.4m×0.9m和1.8m×0.9m，网孔为50mm×50mm。

3.2 工程实践

按照设计的支护方案对潘西矿7192回风巷安装强力锚杆支护系统，并对其巷道表面位移进行了监测，共监测了3个月。在巷道采用原锚杆支护条件下，巷道顶底板最大位移量为748mm，两帮最大位移量为558mm；采用强力锚杆支护系统后，巷道顶底板最大位移量为504mm，两帮最大位移量为463mm。对比来看，采用强力锚杆支护系统后巷道顶底板位移量下降了32.6% ，两帮位移量下降了28.3%。这说明强力锚杆系统更有效地控制了巷道围岩的变形，维持巷道围岩稳定性。

4 结论

(1)在深部高应力条件下，原有的锚杆支护已不能满足安全生产的需求。通过FLAC3.3数值模拟分析，相比原有的锚杆支护，强力锚杆支护系统能更有效地控制巷道围岩变形，一方面能充分利用围岩的自承能力，另一方面在控制巷道围岩变形和离层方面具有较强的优越性。

(2)通过数值模拟软件FLAC3.3 ，对不同支护参数条件下锚杆支护的模拟结果进行了分析，得到了优化参数为预紧力15t，直径25mm，长度2.4m的螺纹钢筋锚杆支护方案。

(3)将优化的支护方案在潘西矿7192回风巷进行现场工业试验，监测3个月后的巷道表面变形情况，结果表明：采用强力锚杆支护系统后，相比原巷道锚杆支护结果，巷道顶底板位移量下降了32.6% ，两帮位移量下降了28.3% 。这说明强力锚杆系统能更有效地控制巷道围岩变形，改善巷道支护效果。

[1]何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报，2005，24(16).

[2]康红普.煤矿深部巷道锚杆支护理论与技术研究新进展[J].煤矿支护，2007 (2)：1-8.

[3]康红普，王金华，林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报，2007，32(12).

[4]张 农， 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报，2004，33(5)：524-527.

[5]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报，2007，32(2)：113-118.

[6]康红普，王金华，林 健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29(4)：649- 664.

[7]徐成亮.深部高应力巷道锚杆支护技术初探[J].煤炭科学技术，2006，34(7)：76-78.

[8]刘泉声，张 华，林 涛.煤矿深部岩巷围岩稳定与支护对策[J].岩石力学与工程学报，2004，23(21).

[9]王连国， 李明远，王学知.深部高应力极软岩巷道锚注支护技术研究[J].岩石力学与工程学报，2005，24(16).

[10]方新秋，何 杰，何加省.深部高应力软岩动压巷道加固技术研究[J].岩土力学，2009，30(6)：1693-1698.

[11]孙晓明，何满潮，杨晓杰.深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究[J].岩土力学，2006，27(7).

[12]牛双建，靖洪文，张忠宇，等.深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用[J].煤炭学报，2011，36(6)： 914-919.

[13]林 健，赵英利，吴拥政，等.松软破碎煤体小煤柱护巷高预紧力强力锚杆锚索支护研究与应用[J].煤矿开采，2007，12(3)：47-50.

[14]周 翔.大倾角煤层小煤柱巷道锚杆支护数值模拟研究[J].煤矿开采，2009，14(4)：60-61，4.

[15]康红普.煤巷锚杆支护动态信息设计法及应用[J].煤矿开采，2002，7(1)：5-8.

[16]李保林.应用锚杆支护动态信息设计法加固运输大巷[J].煤，2004(2).

[责任编辑：王兴库]

Optimization of Anchored Bolt Supporting Parameter for Roadway with High Stress in Deep Mine

ZHANG Bin-chuan，LU Hui，LIU Lu，LU Zhi-jiang，BAO Tian-cai，LI Wei-qiang，WANG Fu-li

(Resources & Safety Engineering School, China University of Mining & Technology (Beijing), Beijing 100083, China)

In order to improve supporting effect of 7192 air-roadway in Panxi Colliery, different anchored bolt supporting manners and parameters were numerically simulated with FLAC3.3. Results showed that powerful anchored-bolt supporting system could effectively control deformation of surrounding rock, compared with primary anchored-bolt supporting. Optimized parameters including 15t pre-tension force, 800mm row spacing, 25mm diameter and 2.4m length were obtained by analyzing supporting effect of different pre-tension forces, row spacings, diameters and lengths of anchored-bolt.On-the-spot test of optimized supporting projection showed that powerful anchored-bolt supporting system distinctly improved supporting effect.

roadway with high stress; anchored-bolt supporting; numerical simulation; parameter optimization

2014-10-10

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.031

国家自然科学基金面上项目：深部硬岩岩爆发生机理及协同预警关键点识别研究(51374217)

张斌川(1972-)，男，四川巴中人，副研究员，西藏自治区安监局副局长兼总工程师，从事巷道支护、能源与安全政策及安全科技研究与管理工作。

张斌川，卢 辉，刘 路，等.深井高应力巷道锚杆支护参数优化研究[J].煤矿开采，2014，19(6)：116-119.

TD353

A

1006-6225(2014)06-0116-04