首山礦錨桿支護參數優化效果研究

曹小勛

（大唐陜西府谷煤電有限責任公司，陜西 榆林719000）

引言

由于煤層開采向深部發展，煤層所處原始應力也隨之增高[1-2]，結果導致巷道圍巖松動圈變大。根據圍巖松動圈理論[3-6]確定錨桿支護各種參數時，錨桿支護參數（如錨桿直徑、長度、間排距）主要受到松動圈大小的影響。長期以來，眾多學者針對如何提高、完善錨桿支護效果進行了深入研究，文獻[7]認為巷道之所以發生變形破壞，其中一個重要原因就是支護結構或者錨桿支護的參數不夠合理，此外作者還認為，對巷道的支護應該突出重點，在巷道變形破壞較嚴重的關鍵部位可以加強支護，從而更加有效的控制巷道的整體變形；文獻[8]認為，回采巷道錨桿支護在工作面回采之前，支護結構已經趨于穩定，但是在工作面回采開始之后，超前采煤工作面一定范圍內，回采巷道錨桿支護將會受到超前支承壓力的強烈影響；文獻[9]認為，根據我國現在錨桿支護領域存在的普遍問題，總結提出了2種主要的錨桿設計方法。

首山礦11061回風巷道埋深達到600m，但是該巷道錨桿支護參數依然與淺埋深巷道一致，其錨桿支護參數（如錨桿直徑、長度、間排距）已經不能滿足支護要求，因此礦方對原支護方案進行了優化。本文運用數值模擬、現場實測的方案對優化方案支護效果進行了研究，為深部巷道錨桿支護參數的優化提供了技術支持。

1 原方案和優化方案對比

首山礦煤層傾角平均11°，煤層厚度為4.1m。11061回風巷道為全煤層巷道，巷道斷面形狀為直墻半圓拱，凈寬4m，墻高1.4m。原支護參數見圖1（a），錨桿規格為φ20×1800mm，錨桿間排距為800mm×800mm，錨桿外露長度為50mm，每一根錨桿配2卷樹脂錨固劑，噴層厚度為50mm。優化方案支護參數見圖1（b），優化方案主要在原方案基礎上“加長錨桿+關鍵部位加密錨桿”，具體為：①錨桿規格由φ20×1800mm變為φ20×2400mm；②在巷道右拱肩加設一排錨桿，錨桿與水平面夾角為60°；③在巷道兩幫和底板各加設一排錨桿，底板錨桿與水平面夾角為45°，兩幫錨桿與水平面夾角為10°。

2 支護方案模擬分析

2.1 建立模型

運用有限差分軟件FLAC3D進行數值模擬，由于煤層傾角較小，煤巖層在建模時均設置為0°。模型長、寬、高分別為30m、25m、5m，模型共計22350個單元，23476個節點。模型上邊界設置為自由面，施加上覆巖層自重應力，約為17.5MPa；模型其它邊界均設置為固定邊界。由于煤層埋深較大，并且沒有構造影響，應力狀態接近靜水壓力狀態，水平應力與垂直應力接近，因此側壓系數取1。煤巖層的破壞準則為Mohr－Coulomb準則，采用cable命令生成錨桿(索)，采用shell命令生成混凝土噴層。各層煤巖層物理力學參數圖表1所示。

2.2 模擬結果分析

兩方案的圍巖位移分布如圖2所示。分析圖2（a）和圖2（d）可知，最大水平位移出現在兩個拱肩的下部，原支護方案為325mm，優化支護方案為118mm，優化方案比原方案減小了63.6%；分析圖2（b）和圖2（e）可知，最大垂直位移出現在底板，原支護方案為260mm，優化支護方案為120mm，優化方案比原方案減小了63.6%；分析圖2（c）和圖2（f）可知，巷道采用優化方案后總位移量明顯減小。

3 工程應用效果

圖2 兩方案圍巖位移分布比較

優化方案在11061回風巷道進行了應用。分析巷道圍巖位移量-時間曲線（圖3）可知，巷道掘進開始階段圍巖變形比較劇烈（即圖3中劇烈區），隨后巷道變形進入緩慢增加階段（即圖3中趨穩區），最后圍巖位移進入穩定階段（即圖3中穩定區）。穩定后巷道頂底板移近量64mm，兩幫移近量66mm，巷道圍巖變形控制較好。

圖3 11061 回風巷道圍巖位移量變化曲線

4 結論

隨著煤礦開采深度增加，11061回風巷道錨桿支護參數需要進行優化。FLAC3D模擬結果表明：優化方案最大水平位移減少了63.6%，最大垂直位移減少了54.9%。現場應用表明：采用優化方案后，巷道支護效果較好，巷道頂底板移近量64mm，兩幫移近量66mm，本文研究成果為深部巷道錨桿支護參數優化提供了技術參考。

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