邵国飞

（山西煤炭进出口集团蒲县豹子沟煤业有限公司，山西 临汾 041204）

1 概况

豹子沟煤业有限公司设计生产能力0.9 Mt/a，主采10+11煤层，煤层平均厚度4.2 m。顶板以致密的泥岩、粉砂岩、石灰岩为主，抗压强度平均57.2 MPa，底板为性脆的泥岩、砂岩，抗压强度平均29.3 MPa。回采巷道均沿煤层底板布置，属全煤巷道，巷道断面为矩形，掘进宽度5.2 m，高为3.2 m。该矿为低瓦斯矿井，正常涌水量为28.3 m3/h，采煤工艺为综采放顶煤。原回采巷道支护采用锚网喷，局部巷道变形严重。

2 围岩巷道支护参数的数值模拟分析

建立FLAC3D模型模拟井下开挖后围岩位移及应力变化特征[1-2]，模型尺寸50 m×50 m×50 m，采用摩尔-库伦准则，研究不同支护参数条件下围岩应力分布规律，为支护参数优化提供理论依据。

2.1 锚杆预应力模拟分析

锚杆预应力是锚杆支护体系中最重要的参数之一[3-4]。过低的预应力，锚杆产生的附加应力值明显减小，压应力区范围缩小，甚至导致有效压应力区孤立，不能形成整体；反之，较高的预应力形成较大的压应力区范围，且形成整体的可能性大大提高，可充分发挥锚杆主动支护作用。在图1中两种预应力的数值模拟结果中可以看出，锚杆预应力80 kN与预应力20 kN相比，前者产生的附加应力值明显大于后者，进而形成的压应力区范围也明显大于后者，故提高锚杆预应力可改善锚杆有效支护范围。合理锚杆预应力应达到杆体屈服强度的30%～50%，对锚杆结构、锚杆加工工艺及相配合的托板、钢带和金属网等构件也有很高的要求。

图1 不同锚杆预应力形成的附加应力场分布

2.2 锚杆长度模拟分析

不同的锚杆长度会影响锚杆所产生的有效压应力区的范围，锚杆长度越长，有效压应力区范围和厚度越大，反之，有效压应力区范围减小。分别模拟锚杆长度为1.6 m、2.0 m、2.4 m和2.6 m时围岩应力分布情况，如图2。可知在预应力一定的条件下，随着锚杆长度的增加，锚杆所产生的有效压应力区的范围有所增加，有利于围岩的稳定性。另外锚杆长度增加，可提高锚杆的预应力，可提高锚杆的主动支护作用。锚杆长度越长费用越高，故应合理取舍。

图2 不同锚杆长度应力分布图

2.3 锚索加固模拟分析

锚索做为锚杆支护最为常用的配合支护方式，其主要作用是将锚杆支护形成的有效压应力区次生承载结构通过锚索与深部围岩相连为整体，联动了深部围岩的承载能力，提高了锚杆锚固区域的整体稳定性[5]。另外锚索施加的预紧力同样产生压应力区，与锚杆形成的压应力区相互作用，构成骨架网络结构，增加围岩抵御风险的可能。图3为锚索支护、锚杆锚索联合支护应力分布图，从图中可知，锚杆锚索联合支护形成的有效压应力区效果明显，有利于围岩结构整体性。

图3 锚索、锚杆锚索预应力形成的附加应力场分布

3 回采巷道支护优化

从数值模拟结果可知，锚杆预紧力为80 kN时，锚杆形成的压应力区范围明显大于20 kN形成的范围；锚杆长度为2400 mm时，围岩的有效压应力区足够大，满足要求；锚索和锚杆联合支护形成的围岩整体性明显好于锚索支护。结合数值模拟的结果和工程实践，优化的支护方案具体参数如下：

（1）顶板支护。锚杆直径为20 mm，长度为2400 mm，左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为HRB400，杆尾螺纹为M22，预紧力不低于80 kN，锚杆间距和排距分别为900 mm、1000 mm，垂直围岩打设，配150 mm×150 mm×8 mm托板；金属网采用5800 mm×1100 mm的网片，10＃菱形铁丝，网孔50 mm×50 mm；锚索直径17.8 mm，长度6500 mm，由1×7股高强度低松弛预应力钢绞线组成，每排2根，间距和排距分别为2.0 m、3.0 m，配有300 mm×300 mm×12 mm的拱形钢托板，预紧力不低于200 kN。

（2）两帮支护。锚杆Φ18 mm，长2000 mm，杆尾螺纹为M20，预紧力不低于60 kN，间距和排距分别为900 mm、1000 mm，配150 mm×150 mm×8 mm托板；金属网采用2400 mm×1100 mm的网片，10#菱形铁丝，网孔50 mm×50 mm。

4 支护参数理论计算法校核及现场应用

4.1 支护参数理论校核

（1）锚杆锚固力校核

由锚杆锚固力计算公式可知：

式中：Q为锚杆锚固力，kN；d为锚杆直径，mm；σt为抗拉强度，MPa。

所选顶板、两帮支护锚杆直径分别为20 mm、18 mm，HRB400螺纹钢锚杆和HRB335金属锚杆杆体的抗拉强度分别为540 MPa、445 MPa，故顶板锚杆、两帮锚杆锚固力分别为：

（2）锚杆间排距校核

式中：a为锚杆间排距，m；Q为锚杆锚固力，取169.56 kN；岩体容重γ岩取25.48 kN/m3，煤体容重γ煤取14.11 kN/m3；k为安全系数，取1.8；H为巷道顶板岩体破碎带高度，m。

式中：B为巷道宽度，5.2 m；f为普氏坚固性系数，取1.5；h为巷道高度，取3.2 m；ω为围岩的似内摩擦角，ω=arctan（f）。

经计算巷道顶板岩体破碎带高度H=2.04 m，锚杆间排距a=1.81 m。

（3）锚索密度校核

式中：N为锚索数目，根/m；K为安全系数，取1.6；W为沿巷道单位长度顶板悬吊载荷，kN；PW为锚索的最低破断力，417 kN。

式中：B为巷道掘进宽度，取5.2 m；∑h为悬吊煤层厚度，取2.36 m；∑r为悬吊煤层容重，取14.11 kN/m3。

（4）锚索排距校验

式中：b为锚索排距，m；n为每排锚索确定的根数，取2；Q为每根锚索最低破断载荷，取417 kN；γ为煤体容重，14.11 kN/m3；B为巷道宽度，取5.2 m；k为安全系数，取1.6；h为巷道顶板岩体破碎带高度，2.04 m。经计算锚索排距为b=3.01 m。

经过理论计算校核，所优化的巷道支护参数均符合要求。

4.2 现场效果检验

利用“十”字交叉法监测回采巷道变形情况，从10月25日—12月25日监测结果来看，顶板最大下沉量为50 mm，两帮最大变形量65 mm，最大变形均出现在工作面前方25 m左右，锚杆、金属网完好，无破损失效情况。

5 结语

在煤巷支护中，由于支护形式、支护参数不合理，不能有效控制围岩松动圈的范围，导致围岩整体性差、围岩不稳定、变形较大，造成围岩支护失效的问题。运用数值模拟、理论分析、工程类比等方法，科学合理地优化支护参数，充分发挥支护的主动性，充分调动围岩本身承载能力，尽可能扩大锚索和锚杆控制松动圈的范围，从而更加科学、合理地解决巷道变形严重甚至失稳问题。