特厚頂煤大斷面全煤巷道高預應力錨桿（索）支護機理及應用研究?

劉錦榮姜鵬飛張成宇汪占領程 蓬（.大同煤礦集團有限責任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京市朝陽區,0003; 3.煤炭科學研究總院開采設計研究分院,北京市朝陽區,0003）

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特厚頂煤大斷面全煤巷道高預應力錨桿（索）支護機理及應用研究?

劉錦榮1姜鵬飛2,3張成宇1汪占領2,3程 蓬2,3
（1.大同煤礦集團有限責任公司,山西省大同市,037003; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京市朝陽區,100013; 3.煤炭科學研究總院開采設計研究分院,北京市朝陽區,100013）

摘要塔山煤礦3－5＃煤層8105工作面5105輔運巷為特厚頂煤大斷面全煤巷道,受多種因素影響巷道支護困難。采用單軸、三軸壓縮試驗對比研究了煤體在不同圍壓下的破壞特征;揭示出錨桿、索的高預應力可使巷道頂煤和巷幫煤體由二向或低圍壓三向受力狀態變成高圍壓三向受力狀態。數值模擬結果表明,錨桿、索施加的高預應力并配套合理的護表構件可形成有效壓應力區并實現預應力在煤體中的有效擴散,因而在保證可錨的前提下應盡量提高錨桿、索的預緊力,并采用合理配套的護表構件。5105輔運巷現場試驗表明,高預緊力使得掘進與回采期間錨桿與錨索受力變化不明顯,有效控制了巷道圍巖強烈變形。

關鍵詞特厚頂煤 大斷面全煤巷道 巷道支護 高預應力 錨桿支護支護機理

特厚煤層一般采用綜采放頂煤開采,工作面巷道通常為全煤巷道,由于開采強度大,巷道要求的斷面大,受采動影響后發生強烈的擴容變形,尤其是部分特厚煤層。大同塔山煤礦3－5＃煤層厚達20 m,因煤層厚度太大,錨桿錨索不便于錨固到穩定巖層中,采用傳統的錨桿支護理論難以控制全煤巷道的嚴重變形,進行全煤巷道支護機理研究與應用具有重大的實踐意義。

目前,對全煤巷道錨桿與錨索聯合支護的研究主要通過錨桿與錨索聯合支護或超前支護對圍巖變形的控制作用進行研究,關于錨桿與錨索及配套構件對全煤巷道圍巖受力狀態改變的研究相對較少。本文將針對大同塔山煤礦8105工作面5105輔運巷特厚頂煤大斷面全煤巷道,展開高預應力錨桿索支護機理及應用研究。

2　工程概況

塔山礦主采3－5＃煤層,該煤層埋藏深度540 m,采用綜放一次采全高開采方式,煤層平均厚度16.8 m,最大厚度20 m,受火成巖侵入影響,煤層穩定性較差,由于頂煤厚度達到15 m,巷道支護時錨桿與錨索無法錨固到穩定巖層中,受煤層內部夾矸的影響,煤層內部以及煤層與巖層之間易發生離層。

8105工作面5105輔運巷為滿足設備運輸和通風要求,巷道掘進斷面較大,給巷道支護帶來很大困難。巷道斷面為矩形,尺寸為5.3 m×3.8 m（寬×高）,巷道長度2980 m,頂煤厚度超過16 m,巷道沿煤層底板掘進,采用錨桿、錨索聯合支護。頂板巖層最大水平主應力為12.90 MPa,垂直應力為11.44 MPa,最大水平主應力方向為N19.0°E。5105輔運巷相鄰為8104綜放面采空區,區段煤柱為38 m。

根據3－5＃煤層頂板結構鉆孔窺視結果,頂煤內節理裂隙比較發育,直接頂內節理裂隙也較發育。頂板淺部巖層出現了不同程度的離層,而且離層和破壞有向深部發展的趨勢。

3　高預應力錨桿支護機理研究

3.1煤體試件壓縮試驗

對塔山礦5105輔運巷煤層及頂板煤體進行井下現場取樣,加工成標準試件,對其進行單軸加載和不同圍壓下的三軸加載試驗,分析圍壓對煤體強度的影響規律。試驗采用四川大學MTS815 Flex Test GT巖石力學試驗系統。

3.1.1煤體試件單軸壓縮試驗結果及分析

試驗加載峰值前采用軸向載荷控制,加載速率為30 k N/min;接近峰值時采用橫向變形控制。對兩個煤體試件進行了單軸壓縮試驗,試件編號為M2＃、M26＃,試驗得到煤體試件單軸壓縮力學參數見表1,煤體試件平均單軸抗壓強度為19.8 MPa。

表1　煤體試件單軸壓縮試驗力學參數表

以M2＃試件為例進行單軸壓縮試驗結果分析, M2＃煤體試件應力－應變曲線如圖1所示。煤和巖石試件破壞過程中,峰值應力對應的縱向應變約為橫向應變的3倍,煤體試件在加載過程中具有較長的加載壓密階段,該階段對應縱向變形急劇增加,而橫向應變增加較為緩慢。

圖1　M2＃試件單軸壓縮試驗應力－應變全過程曲線

3.1.2不同圍壓時煤體試件壓縮試驗研究

煤體試件三軸壓縮試驗圍壓分別為3.2 MPa、16 MPa和22.4 MPa。圍壓加載速率為3 MPa/ min,軸向載荷加載速率為30 k N/min,軸壓加至一定值后,采用橫向變形控制至剛過峰值并停止試驗,橫向變形速率為0.1 mm/min。

試驗得出不同圍壓下煤體試件M1＃、M5＃、M21＃和M60＃全應力－應變曲線,如圖2所示。

圖2　不同圍壓下煤體試件全應力－應變曲線

隨圍壓增加,煤體試件抗壓強度增加,峰值應力對應的縱橫向應變增加;隨圍壓增加,煤巖的破壞狀態主要由圍壓的大小決定,其內部原有裂隙和層理面對其強度和破壞狀態的影響程度降低。綜合單軸壓縮破壞狀態測試結果,表明全煤巷道掘進過程中的煤層開挖暴露部位的破壞主要受煤層內分布裂隙和層理面控制,相對遠離煤層開挖暴露較遠部位的巷道圍巖破壞主要受其內部三維應力狀態的調整影響更為顯著。從圖中還可看出煤體試件的破壞整體上表現為較為顯著的脆性特征,隨圍壓增加,破壞對應的脆性特征逐漸減弱。根據單軸和三軸壓縮試驗結果,得到煤體試件在不同圍壓下的軸向抗壓強度見表2。

表2　不同圍壓下煤體試件軸向抗壓強度

3.2錨桿錨索預應力對煤體強度強化作用分析

由前述不同圍壓下煤體試件壓縮試驗結果表明,圍壓為0時,煤體平均抗壓強度為19.8 MPa;當圍壓增大至3.2 MPa時,煤體抗壓強度增加到38.26 MPa,接近單軸抗壓強度的2倍;當圍壓增大至16 MPa時,煤體平均抗壓強度增加到78.60 MPa,接近單軸抗壓強度的4倍;當圍壓增大至22.4 MPa時,煤體平均抗壓強度增加到125.47 MPa,為單軸抗壓強度的5.6倍。

采用最小二乘法對煤體試件破壞時軸向應力與圍壓進行了擬合,得出了軸向應力σ1與圍壓σ3變化關系的擬合直線方程:σ1＝4.384σ3＋19.8,R2＝0.969。軸向應力與圍壓關系曲線和擬合直線如圖3所示。

圖3　煤體試件軸向應力與圍壓關系曲線

對比煤體試件單軸和不同圍壓下三軸壓縮試驗結果可知,煤體處于二向應力狀態（單軸壓縮）時平均抗壓強度較低,為19.8 MPa;當煤體處于三向受力狀態時,即使較小的圍壓也能顯著改善煤體的受力狀態,煤體抗壓強度隨著圍壓的增加而增大。

從試驗中可知,對于特厚頂煤大斷面全煤巷道,因頂煤厚度大,開采擾動強烈,煤體強度相對較低,錨桿與錨索的高預應力對改變巷道圍巖受力狀態十分明顯,使巷道頂煤和巷幫的煤體由支護前的二向應力狀態或低圍壓三向受力狀態變成高圍壓三向受力狀態,提高頂煤和巷幫煤體的承載能力。

4　護表構件對巷道支護作用

為全面分析錨桿護表構件對特厚頂煤大斷面全煤巷道支護效果的影響,采用FLAC3D模擬分析錨桿與錨索不同配套構件對全煤巷道圍巖應力場分布特征,數值模擬中不考慮原巖應力場。

4.1模擬方案

數值模擬中采用莫爾－庫侖（Mohr-Coulomb）本構模型,根據實驗室測試結果,煤體物理力學參數為密度1500 kg/m3,體積模量6.5 GPa,剪切模量3.9 GPa,粘聚力7.92 MPa,摩擦角36°,抗拉強度0.6 MPa。

模擬方案為錨桿預緊力矩為400 N·m,錨索張拉力150 k N,錨桿托盤規格為150 mm× 150 mm×10 mm,錨索托盤規格為300 mm×300 mm×16 mm。分別模擬錨桿錨索配合單體托盤及錨桿錨索配合托盤、鋼帶組合護表構件預應力場分布特征,模擬中結合塔山礦實際使用情況,鋼帶厚度為4 mm、寬度為250 mm。

4.2模擬結果分析

不同護表構件下頂煤表面應力場分布如圖4所示。錨桿錨索配合單體托盤時,錨桿與錨桿之間預應力區相互獨立,錨桿形成的有效壓應力區相互不連接,錨索形成的壓應力區與附近錨桿形成的壓應力區能產生一定的疊加效應,但無法擴散到整個頂部煤體范圍。采用錨桿錨索、托盤及鋼帶組合護表構件支護時,各錨桿所形成的壓應力區呈橢圓形分布,且沿鋼帶長度方向上明顯擴大,彼此產生連接,與錨索形成的預應力場產生一定的疊加效應,但整個頂部煤體范圍仍存在一定拉應力區。總體來看,錨桿錨索、托盤及鋼帶組合護表構件實現了錨桿預應力在煤體中的有效擴散,提高了錨桿之間圍巖的支護作用,巷道圍巖受力狀態明顯改善。

圖4　不同護表構件下頂煤表面應力場分布

5　井下實踐及效果分析

采用高預應力強力錨桿對5105輔運巷進行支護,并在掘進與工作面回采期間進行了礦壓監測。

5.1全煤巷道高預應力錨桿支護設計

高校內部審計部門很少從事內部控制檢查工作，極少對內部控制建設及執行過程進行有效監督，專業性的內部監督檢查機制缺乏。同時，財政部僅要求高校進行內部控制建設和自我評價，缺乏必要的外部監督檢查、績效考評機制。

塔山礦5105輔運巷斷面尺寸為5.5 m× 3.8 m,斷面積達到20 m2,屬于典型的特厚頂煤大斷面全煤巷道。根據地質力學條件,結合數值模擬結果,確定5105輔運巷主要支護參數如下:

巷道頂板采用?22 mm×2400 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,其屈服強度600 MPa,錨桿間排距均為800 mm,采用樹脂加長錨固,設計錨桿預緊力矩400 N·m。護表構件W鋼帶厚度為4 mm,寬度為250 mm。網片采用菱形金屬網。頂板同時采用1×19結構的高強度預應力鋼絞線錨索,錨索規格為?22 mm×8300 mm,錨索托盤尺寸為300 mm×300 mm×16 mm。錨索間排距為2000 mm ×1600 mm,每排布置3根,設計錨索預緊力為150 k N。

巷幫采用錨桿支護,錨桿材料及性能參數與頂板相同,錨桿間排距為1000 mm×800 mm,采用450 mm×280 mm×5 mm（長×寬×厚）的鋼護板和高強度塑料網進行護幫。巷道兩幫錨桿錨固方式與設計預緊力矩與頂錨桿相同,5105輔運巷支護設計如圖5所示。

5.2支護效果分析

礦壓監測斷面錨桿測力計布置見圖5,掘進與回采期間錨桿受力如圖6、圖7所示。

圖5　5105輔運巷支護設計及錨桿測力布置

圖6　掘進期間錨桿受力變化曲線

掘進期間錨桿受力變化曲線見圖6,巷道掘進期間,由于井下現場條件與實驗室條件的差別,現場錨桿預緊力矩轉化為預緊力的數值要比實驗室測試結果小,同時受錨桿預緊力施工機具的影響,錨桿初期預緊力約為60 k N。1＃錨桿和2＃錨桿所在巷幫為采空區側煤柱幫,由于受8104工作面回采的影響,煤柱內部應力值相對較高,因此1＃、2＃錨桿隨著掘進工作面向前推進其受力有增加的趨勢;3＃～8＃錨桿受力基本保持不變。錨桿受力達到穩定后, 1＃錨桿受力為105.3 k N,2＃錨桿受力為77.4 k N, 3＃～8＃錨桿受力仍基本保持60 k N左右。

圖7　工作面回采期間錨桿受力變化曲線

巷道掘進期間,由于錨索張拉過程中存在一定的預應力損失,錨索實際預緊力略低于設計值,靠近采空區煤柱一側錨索初始預緊力為150.7 k N,中間錨索初始預緊力為139.6 k N,另一側錨索初始預緊力為140.0 k N。掘進工作面向前推進24.6 m后錨索受力基本保持穩定,約為170 k N。隨著工作面的回采,錨索受力變化程度明顯小于錨桿受力變化程度,工作面前方110 m以遠,錨索受力變化很小;工作面前方47～110 m,錨索受力出現一定的波動;工作面前方47 m以內,錨索受力隨著工作面的回采逐漸增大。總體上來看,中間錨索受力變化程度小于兩側錨索受力變化程度。

圖8　掘進期間巷道表面位移變化曲線

掘進期間巷道表面位移變化見圖8,距掘進工作面12.8 m范圍,巷道變形速度較快,隨后變形趨于緩慢。距掘進工作面71.2 m后,巷道圍巖基本保持穩定,此時頂底板移近量22 mm,兩幫移近量為20 mm。

工作面回采階段巷道表面位移變化見圖9,工作面前方78 m以遠,巷道變形很小;在78～66 m之間,巷道變形快速增加,隨后緩慢增加;工作面前方36 m范圍內,隨著工作面的回采巷道變形加速。工作面前方5 m處,巷道頂底板移近量140 mm,兩幫移近量280 mm。

圖9　工作面回采期間巷道表面位移變化曲線

工作面回采期間巷道支護效果良好,完全能夠滿足正常的通風、運輸及行人要求。

6　結論

（1）不同圍壓下煤體試件的壓縮試驗表明隨著圍壓的增大,煤體軸向抗壓強度顯著增加,塔山煤礦一采區3－5＃煤層煤體試件破壞時軸向應力σ1與圍壓σ3之間的關系為σ1＝4.384σ3＋19.8。

（2）對于特厚頂煤大斷面全煤巷道,因煤體強度相對較低,錨桿與錨索的高預應力對改變巷道圍巖受力狀態十分明顯,使巷道頂煤和巷幫的煤體由支護前的二向應力狀態或低圍壓三向受力狀態變成高圍壓三向受力狀態,提高了

頂煤和巷幫煤體的承載能力。

（3）錨桿的支護作用通過托盤、鋼帶等構件發揮,錨桿錨索、托盤及鋼帶組合護表構件實現了預應力在煤體中的有效擴散,提高了錨桿之間圍巖的支護作用,巷道圍巖受力狀態明顯改善。

（4）高預應力強力錨桿支護技術現場試驗表明,較高的預應力能夠有效減小錨桿與錨索在掘進與工作面回采階段受力波動,改善了采動應力下的錨桿與錨索對巷道圍巖的支護效果,進而可有效控制特厚頂煤大斷面全煤巷道圍巖的變形。

參考文獻:

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（責任編輯張毅玲）

Study on mechanism and application of highly prestressed anchor bolt and cable support in large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal

Liu Jinrong1,Jiang Pengfei2,3,Zhang Chengyu1,Wang Zhanling2,3,Cheng Peng2,3
（1.Datong Coal Mine Group Co.,Ltd.,Datong,Shanxi 037003,China; 2.Coal Mining& Designing Department,Tiandi Science& Technology Co.,Ltd.,Chaoyang,Beijing 100013,China; 3.Coal Mining and Designing Branch,China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China）

AbstractThe 5105 auxiliary haulage gate in 8105 working face of No.3-5 coal seam in Tashan Coal Mine was a large-section and full-seam roadway with ultra-thick top coal,which was difficulty to support as a result of multi-factor influence. The failure characteristics of coal samples under different confining pressures were studied comparatively by uniaxial and triaxial compression tests,which revealed that the high pre-stresses of anchor bolts and cables could make the stress state of top coal and wall coal change from the state of biaxial stress or triaxial stress with low confining pressure to the state of triaxial stress with higher confining pressure.The numerical simulation showed that by using highly prestressed anchor bolt and cable and suitable supporting components,the effective compression stress zone could formed in surrounding rocks and the prestresses could diffuse actively in seam,so if the bolts and cables were needed,it was best to increase the pretensioned stresses of bolts and cables and adopt reasonable supporting components.Field test in 5105 roadway indicated that high pretensioned stresses made the change of bolts and cables’stresses not abvious in period of tunneling and stopping,and effectively control the intense deformation of roadway surrounding rocks.

Key wordsultra-thick top coal,large-section and full-seam roadway,roadway support, high prestress,bolt support,supporting mechanism

中圖分類號TD353

文獻標識碼A

基金項目:?國家自然科學基金青年基金項目（51304119）,天地科技公司研發項目（KJ－2015－TDKC－10）,三晉學者支持計劃專項經費資助項目（2050205）,中國煤炭科工集團科技創新基金重點項目（2014ZD001）

作者簡介:劉錦榮（1971－）,男,漢族,高級工程師,碩士,同煤集團同大科技研究院采礦技術研究所所長,從事采礦技術研發工作。