同忻礦8105回風巷支護技術研究

賀 澤

（同煤集團同家梁礦，山西 大同 037025）

1 工程背景

8#煤層北一盤區8105工作面2105回風巷巷位于同忻井田的東部，西部為8#煤層北一盤區三條系統巷，其余相鄰四周均為未開采的實煤區，8#層北一盤區8105工作面與3-5#層北一盤區8105及8104工作面投影間距為20-36m，對掘進巷道影響不大。8#煤層北一盤區2105巷其西部為8#煤層北一盤區三條系統巷，其余相鄰四周均為未開采的實煤區，對掘進無影響。8#煤層平均厚度為5.25m，直接頂板巖性為粗細砂巖，老頂為細砂巖及砂質泥巖互層，直接底為高嶺質泥巖，2105回風巷斷面尺寸為（寬×高）5.6×3.85m，沿煤層頂板掘進，屬于大斷面半煤巖巷。

2 理論分析

2.1 大斷面半煤巖巷道圍巖控制機理

針對大斷面半煤巖巷道[1-2]，使用頂板錨桿-錨索強力幫錨桿協同支護措施。巷道上覆巖層在錨桿錨索預應力聯合作用下，在低位錨桿和高位錨索兩端形成壓應力區，在現有的支護密度下，錨桿錨索兩端所產生的壓應力在中間的巖層進行交互重疊，使中間巖層形成一個密實的整體結構，這個整體結構的均勻性以及完整性與支護參數息息相關，形成的整體結構以整體的載荷作用在巷道兩幫的巖體上，這樣一來大大增強了上覆頂板的破斷能力以及承載能力，使其變形程度降到最低。兩幫也是同樣的道理，在幫部強力錨桿的作用下，兩幫圍巖形成了密實整體，提高了對上覆巖層的承載能力以及控制自身的變形能力。如圖1為大斷面半煤巖巷道支護承載理論分析圖。

圖1 半煤巖巷支護承載分析圖

由圖可以看出，中間巖層形成的組合壓縮處于三向受力狀態，使巖體的強度及完整性得到了提高，圍巖的支承及控制變形能力得到改善。

在組合拱壓縮帶，沿巷道軸向單位長度上組合拱承載合力可以表示為[5]：

式中：α為破裂巖體中的控制角，且錨桿等間距布置時；L為錨桿長度；D為錨桿間距，b0為組合拱厚度；L為錨桿長度；Ps為錨桿約束力；φθ為破裂巖石內摩擦角。

由圖1可知，組合拱在外力qc和錨桿約束力的作用下，根據平衡條件所產生的環向軸力N0有：

式中：R0為組合拱壓縮帶內徑；ds為組合拱外弧形單元；dα為組合拱沿巷道中心的角度微分單元。

由式（2）和式（3）可以得到：

組合拱在覆巖載荷的作用下，要使組合拱保持穩定，則其承載合力N與環向軸力N0應滿足N≥N0，因此將式（2）～（4）代入式（1）得錨桿組合拱的所受外力載荷為：

由公式（5）可以看出，在形成組合壓縮拱后，只需提供較小的預緊力就能夠獲得較大的結構支承力，其中影響整體結構能力的因素有錨桿-錨索長度、間排距、預緊力、以及在破碎巖體中錨桿-錨索的控制角及約束力等。

2.2 錨桿-錨索協同控制機理

錨桿錨索協同支護主要從以下三方面進行進行體現[3-4]：①低位錨桿主要對直接頂進行錨固控制，形成一定的承載梁結構體，控制頂板裂隙巖層及軟弱夾層的變形以及增強其承載能力；②高位錨索控制上覆較遠處巖層的穩定性，同時將梁形結構直接頂與遠處穩定巖層進行擠壓形成穩定性更高的拱梁耦合結構，增大了各巖層間軟弱面的摩擦力，使其在各個方向上都具有較高的穩定性，增強巷道圍巖整體的自穩能力，從而能夠較好的控制巷道圍巖變形；③幫部錨桿與頂板錨桿作用機制相同，幫部煤體在錨桿錨固作用下，形成自穩結構較強的墻形結構體，承載上覆載荷，并將應力向煤幫及底板深處轉移，使其形成范圍更廣穩定性更強的結構組合體。

如圖2所示為錨桿錨索支護應力分布圖，可以看出，直接頂在一定錨桿支護密度下，形成壓應力重疊區，整體形成梁形承載結構。遠處錨索在上覆巖層深處進行錨固，先一定支護密度下，形成組合拱，在錨桿錨索聯合支護下，就形成了穩定性更強的拱-梁結構體，擴大了整體承載結構及穩定區范圍。

圖2 錨桿-錨索支護應力分布圖

3 錨桿-錨索協同控制技術

3.1 支護參數

根據上述理論分析，針對大斷面半煤巖巷提出“錨桿+錨索+網”聯合支護方式，支護參數為：頂幫錨桿規格為φ20×2500mm，間排距為900×1000mm；錨 索 規 格 為φ17.8×6300mm，1800×2000mm，布置方式為3-2-3布置；鋼筋網為3000mm×1200mm。如圖3為支護設計斷面圖。

圖3 支護設計斷面圖

3.2 數值模型建立

利用FLAC3D模擬巷道掘進期及工作面回采期圍巖穩定性情況。模型大小為長×寬×高=400m×200m×110m，劃分單元數為358360個，節點數為374819個。煤層模擬厚度為5.25m，其他巖層根據實際情況進行建模并賦值，煤層埋深按照最大埋深考慮為550m。上覆巖層載荷按照巖層自重進行施加，水平構造應力按自重載荷的1.1倍進行施加，模型底部邊界固定，計算至初始平衡。

3.2.1 掘進時期巷道穩定性

如圖4為巷道掘進時期巷道塑性區破壞分布圖及垂直應力分布圖，由圖（a）可以看出，在巷道掘進穩定后，圍巖發生部分破壞，其中頂板破壞深度為1.3m，兩幫破壞深度為0.5m，底板破壞深度為2.1m，底板破壞深度相對較大，因為底板巖性強度較弱，但對巷道使用性影響較小，頂板及兩幫圍巖破壞范圍較小，圍巖穩定性控制較好。如圖（b）可以看出，巷道圍巖垂直應力總體呈對稱分布，巷道頂板上方2m以及底板一定深度內為應力降低區，且呈波紋擴散狀向深處擴散，在錨桿錨固端到錨索錨固端范圍內，應力集中現象較為明顯，且應力分布較為均勻，其中應力集中最大處值為17.5MPa，應力集中系數為1.5，說明錨桿-錨索形成的支護承載結構性較好，與前文的理論分析結果較為一致；同樣兩幫錨桿錨固端處應力集中性較好，且應力向煤體深處擴散，擴大了支承承載面積，支護效果較好。

圖4 錨桿-錨索協同支護效果圖

3.2.2 回采時期巷道穩定性

圖5 巷道圍巖隨工作面回采塑性區分布圖

如圖5為巷道圍巖隨工作面回采塑性破壞圖，由圖可以看出，在工作面前方50m處，巷道圍巖開始進一步破壞，兩幫破壞深度進一步加深，證明巷道進入工作面超前采動影響范圍；在工作面前方20m時，巷道圍巖破壞深度進一步加大，兩幫破壞深度達到1m，且巷道右上方頂板發生破碎；在工作面0m處時，圍巖破碎較為嚴重，工作面上方頂板已整體破碎，但巷道圍巖破碎范圍仍在錨固范圍之內，表明支護強度能夠很好維持圍巖穩定性，支護效果較好。

如圖6為巷道圍巖變形量隨工作面回采變化曲線，由圖可以看出，在工作面前方80m處時，頂底板及兩幫移近量開始增加，但是增加幅度不是很大，當巷道距離工作面前方50m處時，巷道圍巖變形量開始急劇增加，證明工作面超前采用影響開始劇烈顯現，在工作面0m處時，圍巖變形量達到最大，其中頂底板最大移近量為257mm，兩幫最大移近量為195mm，圍巖變形量較小，巷道圍巖穩定性較好。

圖6 巷道圍巖移近量隨工作面回采變化曲線

4 現場應用

圖7 圍巖變形移近量監測結果

根據理論分析及數值模擬得出結果，利用提出的支護方案對8105回風巷進行了現場應用，并在工作面前方巷道圍巖布置位移監測裝置，監測結果如圖7所示。由圖可以看出，在工作面前方80m處時，巷道受采動影響，變形量開始增加，且增幅較大，當距離工作面45m處時，巷道圍巖變形量增加幅度減小，一直到工作面0m處時，巷道圍巖變形量達到最大，其中頂底板移近量為250mm，兩幫移近量為210mm，圍巖變形量較小，圍巖能后得到很好的控制。另外還可以看出，雖然采動影響范圍的確定與模擬結果不同，但是最終圍巖變形量的大小與模擬結果具有較高的一致性。

5 結論

1）通過理論分析，對大斷面半煤巖巷道圍巖控制機理進行了分析以及對錨桿-錨索協同支護機理進行了闡述，并確定了影響支護效果的主要參數有錨桿錨索長度、間排距以及預緊力等。

2）針對理論分析，提出了大斷面半煤巖巷支護方案，并通過數值模擬分析了在此支護參數下巷道在掘進期間、工作面回采期間圍巖的穩定性，最終得出巷道頂底板最大移近量為257mm，兩幫移近量為195mm，圍巖變形量較小。

3）針對提出的支護方案進行了現場實測研究，得出了巷道圍巖變形量隨工作面回采變化曲線，結果得出巷道頂底板最大移近量為250mm，兩幫移近量為210mm，圍巖變形量較小，能夠滿足安全高效生產要求，且與模擬結果較為一致。