邓国梁 蔡 泳 晏 伟 甄利兵 黄金涌

（1.贵州紫金矿业股份有限公司；2.煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室；3.重庆大学资源与安全学院）

随着我国煤炭开采由浅部向深部转移，地质环境逐渐复杂多变，对巷道围岩的安全控制依然是巷道支护中的难题。复杂的地质构造引发煤岩巷道围岩体产生大变形，导致井下支护困难且成本过高，因此，支护方案优化就显得尤为重要［1-3］。康红普等［4-6］借助FLAC3D软件，对地下开采锚杆支护体系中的提高预应力、选择合理的锚杆参数、锚杆（索）联合支护等对围岩应力场分布、扩散的影响进行了研究，在复杂困难条件的地下工程应用中有效地控制巷道围岩变形，减少二次支护，降低采掘成本。柏建彪和李海燕等［7-9］对复杂地质条件下的巷道围岩进行研究，提出注浆、施加锚索、强化锚杆支护系统、应力转移等来提高巷道薄弱部位的残余强度，降低应力集中带来的风险，提高了围岩的强度和完整性。余伟建等［10］采用理论分析、数值模拟、工业性实验等手段研究了广西百色东笋煤矿软弱半煤岩巷围岩的变形机制及控制技术，发现岩体开挖后，巷道围岩体中的应力重新分布，产生明显的胀破变形，导致节理更加发育，且随着时间的增加，巷道变形更为明显，围岩体会受到应力叠加及流变等现象。面对各种复杂的巷道围岩状况，许多专家学者也提出新颖的支护方法［11-15］。

重庆打通一矿具有围岩破碎、受强烈采动效应的特点，巷道的围岩变形剧烈，底鼓严重，支护效果差、难度大、支护成本高，严重影响到矿井的安全生产和经济效益。鉴于此，本研究从优化巷道的锚杆支护参数入手，结合目前的支护理念，采用现场调查、理论分析、数值模拟及现场工业性实验相结合的方法，分析W22602回风巷不同支护参数对巷道围岩变形的影响，维持巷道围岩的稳定，为打通一矿确定更加合理的巷道围岩支护方案。

1 工程简介

1.1 矿山概况

打通一煤矿位于重庆市綦江区打通镇，隶属于重庆能投渝新能源有限公司。W22602回风巷是一段服务于M6-3煤层开采工作的顺层煤岩巷道，煤厚0.2～1 m，平均为0.80 m。直接顶为4.03 m厚泥岩，老顶为2.08 m厚的石灰岩，直接底为7.23 m厚泥岩，埋深H为451.6～481.8 m，四周煤层未开采，W22602回风巷地层柱状图（部分）见图1。该巷道为半圆拱巷道，净断面面积为9.33 m2，巷道断面如图2所示，总工程1 171 m。W22602回风巷在煤系地层中施工，煤系地层为隔水层，地表水对施工无影响；M6-3煤层的煤尘无爆炸危险。

1.2 巷道原支护设计

巷道顶板和两帮均采用锚网支护，锚杆采用右旋无纵筋全细螺纹钢，锚杆的支护参数如表1所示。根据W22603巷道的现场表现，巷道间排距为800 mm×800 mm，锚杆扭矩最大为100 N·m，这样密集型锚杆支护方式对围岩虽然有一定控制效果，但成本较高，造成不必要的浪费。且该方案没有考虑预应力，导致锚杆不能给围岩提供支护抗力，锚杆群的锚固范围无法形成承载圈。

1.3 相邻巷道的变形量

根据已施工的W22603西回风巷矿压观测的结果：两巷顶底板移近量平均值为100 mm、两帮的移近量平均值为120 mm。

2 锚杆支护参数与顶板稳定性判别

2.1 锚杆支护参数设计

2.1.1 锚杆长度

按组合梁理论，锚杆长度由以下公式确定：

式中，L为杆长度，mm；L1为锚杆外露长度，100 mm；L2为锚杆有效长度；mm；B为巷道跨度，3 700 mm；k1为安全系数，一般取3；q为组合梁上方岩层垂直压力，根据综合柱状图和关键层理论，取1.3 MPa；σt为组合梁内岩石的抗拉强度，2.5 MPa；σh为组合梁岩层的水平应力，MPa。

计算得：L=2 120.8 mm。因此，顶板锚杆长度取2 200 mm。

2.1.2 锚杆直径

根据悬吊理论可知，顶板锚杆直径d为

式中，σmt为杆体抗拉强度，400 MPa；Q为锚杆锚固力，150 kN。

因此，计算得锚杆直径为22 mm。

2.1.3 锚杆间排距

根据组合梁理论，锚杆间排距为

式中，τ为锚杆材质的抗剪强度，250 MPa；K2为顶板抗剪安全系数，3～6，取K2=5。

因此，计算得a=1.06 m，则锚杆间排距均取1.0 m。顶锚杆支护参数：强度为400 MPa，长度2.2 m，直径22 mm，间排距均为1.0 m，加长锚固。

2.2 顶板稳定性判别

假设潜在冒落体最初不受侧向力而只受重力作用，对发生顶板滑移和压缩破坏时该方案是否满足巷道稳定性的要求进行判别。

2.2.1 剪切破坏判别

当剪切面上的下滑阻力F不足以克服下滑的剪力V，则出现剪切破坏。所以，保证顶板不发生剪切破坏，顶板稳定的第一个准则判别式为

式中，D为顶板易冒落层的厚度，4.05 m；W为潜在冒落块体的重量，280 kN；N1为顶角锚杆处于冒落范围以外的锚固力，75.4 kN；α为角锚杆的安装角，20°；SC为锚杆排距，1.0 m；φ为顶板锚固后的等效内摩擦角；σT为潜在冒落范围以内最大水平应力，200 kN；nT为侧向荷载深度比的稳定值，0.69。

整理得顶板稳定的准则判别式为

即当A＞0时，顶板处于稳定状态；A=0时，顶板处于剪切滑动临界状态；A＜0时，顶板失稳，出现两边缘的滑动。

假设潜在冒落体最初不受侧向压力只受重力作用。由式（5）～式（8）可得：

因此，不足以发生剪切破坏，巷道顶板处于稳定状态。

2.2.2 压缩破坏判别

巷道顶板的另一种破坏形式是顶板岩石发生压缩破坏。假设压缩破坏时满足摩尔-库仑准则，则在破坏时：

式中，σc*为锚固体的单向抗压残余强度，取18.6 kPa；σ3m为由于锚杆的锚固力而引起的在锚杆轴向方向的等效应力，它与锚杆的锚固力、锚杆布置密度有关，MPa；Km为锚杆轴向等效应力对锚固体强度的强化系数，Km=1.01。

可得到顶板稳定的第二个准则判别式：

式中，Nmax为单根锚杆的最大锚固力，228 kN；sc、sl为锚杆布置的间排距，sc×sl=1.0 m×1.0 m。

由式（9）～式（12）联立解得：

因此，不足以发生压缩破坏，巷道顶板处于稳定状态。

可以判定在理论上该支护设计巷道顶板不会发生剪切破坏或压缩破坏，满足稳定性要求。

3 支护方案数值模拟

3.1 计算模型的建立

W22602回风巷为半煤巷，断面形状如图2所示。根据弹塑性理论，巷道围岩本构关系采用摩尔-库仑模型，选取3～5倍以外的区域作为计算模型的边界。FLAC3D模型如图3所示，根据现场岩体力学调查及有关实验室测试结果对模型相关岩层强度折减后得到的力学参数如表2所示。

3.2 选取锚杆支护参数模拟方案

模拟中巷道锚杆支护参数为2.1节中计算结果：长度2.2 m、直径22 mm、间排距均为1.0 m、预紧力50 kN；为了寻找巷道围岩的变化规律，对该方案和原方案（表1）用FLAC3D进行数值计算，加以比较。

3.3 煤岩巷道变形破坏特征

巷道开挖后，岩体二次平衡，巷道围岩出现塑性区和应力集中区。原方案与优化方案的围岩塑性区如图4、图5所示，支护前的巷道围岩塑性区范围约为3.5 m，支护后约为2.7m，降低了22.8%。

原方案与优化方案表面位移云图如图6、图7所示，原支护方案的顶板、两帮、底板表面变形最大分别为10.3，34.0，7.64 mm，优化方案为7.01，25.4，6.6 mm；加大锚杆支护的间排距，巷道的变形量并没有增加，说明增大锚杆长度、直径、预应力可以减少围岩破碎，降低巷道表面位移，有效地控制顶板稳定，降低经济成本。

原方案与优化方案的巷道围岩最大主应力云图如图8、图9所示，原支护方案巷道表面的最大主应力为0.169 MPa，深部2.2 m处达到5.0 MPa，应力集中在两帮深部3～7 m处，最大主应力为51.5 MPa；优化后支护方案巷道表面的最大主应力为0.147 MPa，深部2.8 m处达到7.5 MPa，应力集中在两帮深部3～7 m处，最大主应力为40.1 MPa。

同等地质条件下，增大锚杆的长度、直径、预应力、材料强度等，可以降低塑性变形区的范围、围岩中的应力集中区、围岩的变形量，巷道围岩控制效果显著。

4 现场应用

4.1 巷道表面位移观测点布置

将优化方案运用到打通一矿W22602回风巷，对巷道的围岩以及顶板离层进行监测。W22602回风巷在距离巷道口200 m处布置巷道变形监测点和顶板离层仪监测点，共设置编号为1～5号5个测点（间距为20 m），监测点的变形量见图10、图11；6个顶板离层仪编号为A～F号（间距为25 m），监测数据见图12、图13。

4.2 巷道围岩观测结果分析

（1）测点3巷道两帮和顶板的移进量均属最大（两帮变化量为20 mm，顶板变化量为130 mm），主要原因是该点处于断层和破碎区位置、巷道两帮受压、顶板产生离层以及锚索支护不及时导致围岩变形；另一方面外断层位置围岩裂隙比较发育，围岩中的气体释放，导致巷道围岩裂隙扩张。2、3、4号测点两帮最大变形量为60 mm，其他均不大于20 mm；顶板最大变化量为50 mm，3、4号顶板均不大于20 mm，测点的两帮变形量平均值为29 mm，对比相邻巷道两帮移进量降低了63.7%；测点顶板下沉量的均值为56 mm，对比相邻巷道顶板下沉量降低了44%。两帮和顶板经过18 d左右收敛速度趋于稳定。

（2）通过监测发现，A、B、C、D、F号观测点17.5 d后浅基孔和深基孔位移量均已稳定，监测点A处于断层位置顶板，变形量最大，深、浅基孔最大离层量分别是14，15 mm，离层量的均值分别是4，5.2 mm。从顶板离层监测结果表明，顶板岩层层理控制的效果明显，有效地控制顶板的稳定性。

4.3 经济效益

经过现场工业性实验，打通一矿W22602回风巷的掘进速度由原来的四班制8 m/d提升到现在的三班制10 m/d，节省了大量人力的前提下巷道掘进速度提高了25%；根据现场资料显示，巷道掘进成本降低了300元/m。

5 结 论

（1）用组合梁理论和悬吊理论设计锚杆的支护参数，假设在巷道顶板冒落时发生剪切破坏和压缩破坏形式下，验证了该支护方案是否满足顶板稳定性要求，建立了巷道顶板岩体发生剪切破坏和顶板岩层发生压缩破坏时的判别方法，保证了锚杆支护设计各项参数满足围岩的稳定性要求。

（2）通过理论与实践检验可以得到，优化方案的支护效果明显优于原支护方案。现场实践表明：大间距、高强度、高预应力锚杆支护对破碎围岩巷道控制具有高可靠性，且能够大幅度的减低工程成本；W22602回风巷巷道每排减少2根锚杆，排距增大20 cm，巷道两帮移进量降低63.7%，顶板下沉量降低44%，巷道掘进成本降低了350元/m，掘进速度提高了25%，巷道总工程量节约成本35万以上。

（3）同等地质条件下，增大锚杆的长度、直径、预应力、材料强度等可减小围岩塑性变形区范围和应力集中区范围，减少顶板离层，降低巷道表面位移，巷道围岩控制效果显著。