对采空区下煤巷道锚固参数与锚固效果的研究

王安宇

（太原煤气化嘉乐泉煤矿，山西 太原 030200）

1 前言

以地质力学条件为基础的数值计算方法是由近代学者建立的巷道锚杆支护系统设计方法。该计算方法有两个较为明显的特点：①整个设计过程是一个通过反复现场监测数据反馈后，进行修正的动态过程，而非初步设计一次性完成的；②设计充分利用每个计算过程中提供的信息，进行实时反馈。当取得反馈信息后，对原始设计进行必要的修正，以确保结果的合理性。基于煤层赋存条件和围岩结构差异，围岩的类别受众多因素的制约。即使对于相同类别的巷道，由于主导因素差异也不尽相同，这就导致同类巷道对锚杆支护形式与参数的要求截然不同。

另外，在计算过程中应指出：①在围岩稳定性分类中，没有考虑巷道断面的几何特征，而大、小断面巷道的支护方式与支护参数必然存在区别；②围岩稳定性分类中，没有考虑近距离煤层采空区下开采时，顶板岩层厚度对巷道围岩稳定性的影响；③根据围岩稳定性分类设计出的锚杆支护参数只在一定的参考范围，在实际应用中缺少较为详细的分类设计，应根据具体条件进一步确定其合理支护参数。

2 煤岩层条件

嘉乐泉井田处于吕梁山隆起东翼、西山煤田平缓不对称向斜的北部，井田范围构造以褶曲为主，区内断层主要以延伸短、落差较小的正断层为主。几条大断层处于该矿井田边界，区内地层走向受狮子河主向斜的控制，以北东为主，局部呈北西向。其倾角一般在5°～15°范围内，局部达到25°以上，井田范围内地质构造整体为四周向内倾斜呈弯曲的向斜构造。在该井田范围内没有进行过地应力测试，计算时取9号煤工作面长度190 m，采高按2.5 m考虑，采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板，循环进度0.6 m.

3 计算方法与模型

采用美国大型岩土工程计算软件FLAC3D（Fast Lagrangian Analysis of Continua in 3 Dimensions），弹塑性材料模型。运用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，即：

式中：σ1，σ3——最大和最小主应力；

C，准——材料的黏结力和内摩擦角；

σt——抗拉强度；

N准=（1+sin准）/（1-sin准）。

当fs=0时，材料将发生剪切破坏；当ft=0时，材料将产生拉伸破坏。

顺槽计算模型胶带顺槽与回风顺槽均沿9号煤层顶板布置，矩形断面，宽×高＝3.6 m×2.5 m.模拟9号煤底板岩层厚20 m，9号煤厚2.5 m，9号煤顶板岩层厚52.5 m（9号煤与8号煤的层间距7.5 m，8号煤厚4.5 m，8号煤顶板40.5 m），即模型在高度方向的尺寸为75 m.取8号煤工作面长度160 m，考虑对称性，取其一半80 m；取8号煤区段煤柱净宽20 m，则模型在工作面宽度方向的尺寸为180 m.模拟8号煤工作面长度220 m，在工作面推进方向模型两端各留30 m煤柱，则模型在工作面推进方向的尺寸为280 m.考虑9号煤顺槽位置距8号煤柱中线水平距离分别为0 m、15 m、25 m3种情况，计算时，先开挖8号煤工作面1，再开挖8号煤工作面2，形成8号煤采空区与煤柱。分别整理9号煤工作面1回风顺槽和9号煤工作面2胶带顺槽在采动影响前，受本工作面采动影响和受相邻工作面采动影响的围岩稳定性。

4 计算结果及其分析

4.1 采动影响前围岩稳定性

4.1.1 围岩屈服破坏特征

井下现场实测在埋深250 m条件下，距8号煤柱中线（边线）距离分别为 25 m（15 m），15 m（5 m），0 m（-10 m）时，9 号煤顺槽围岩屈服破坏特征。在距8号煤柱中线（边线）距离为25 m（15 m）时，顺槽顶板破坏深度为0.5 m，两帮破坏深度为1 m，底板无破坏，锚索最大轴力为237.1 kN；在距8号煤柱中线（边线）距离为15 m（5 m）时，顶板破坏深度为0.5 m，煤柱侧巷帮破坏深度为1.5 m；在距8号煤柱中线（边线）距离为0 m（-10 m）时，顶板破坏深度为0.5 m，两帮破坏深度为2 m，底板破坏深度0.5 m，锚索最大轴力237.5 kN。从围岩的屈服破坏情况来看，随着远离8号煤柱，9号煤顺槽围岩的屈服破坏范围变小，所以合理的顺槽位置应距8号煤柱中线（边线）大于15 m（5 m），否则，要对9号煤顺槽实施锚杆+锚索+棚架联合支护。

4.1.2 围岩垂直应力分布特征

图1（a，b，c）分别表示出在埋深250 m的条件下，距8号煤柱中线（边线）距离为 25 m（15 m），15 m（5 m），0 m（-10 m）时，9号煤顺槽围岩垂直应力分布曲线。从图中可以看出，由于巷道开挖，在顺槽顶底板中形成应力降低区，这是顶板下沉和底板鼓起变形破坏所致。从巷帮垂直应力分布情况看，9号煤顺槽的合理位置应距8号煤柱中线（边线）25 m（15 m）及以远的采空区下。如9号煤顺槽距离煤柱中线（边线）小于25 m（15 m）时，就应当采用棚式加强支护。

图1 采动影响前顺槽中线距8号煤柱中线不同距离时巷帮垂直应力分布曲线

4.2 采动对围岩稳定性的影响

4.2.1 本工作面采动对围岩稳定性的影响

图2表示出在250 m埋深条件下，距8号煤柱中线不同距离9号煤顺槽顶底板移近量随距本工作面煤壁距离变化的曲线。从中可以看出，随着距8号煤柱距离的减小，9号煤顺槽顶底板移近量逐渐增大，且在超前本工作面煤壁20 m处，顶底板移近量明显增加，此时应对顺槽进行超前加强支护。

图2 距8号煤柱中线不同距离时，顺槽顶底板移近量随至本工作面煤壁距离的变化

4.2.2 相邻工作面采动对围岩稳定性的影响

图3表示出在埋深250 m条件下，距8号煤柱中线不同距离，9号煤顺槽顶底板移近量随着距相邻工作面煤壁距离变化的变化曲线。从中可以看出，9号煤顺槽柱随着距8号煤柱距离的减小，顶底板移近量逐渐增大。且当距离小于15 m时，应对顺槽进行棚式加强支护。

图3 距8号煤柱中线不同距离顺槽顶底板移近量随至相邻工作面煤壁距离的变化

5 结束语

通过对三维数值计算结果的分析，可以得出以下结论：①顺槽在本工作面采动期间，超前本工作面煤壁20 m处，巷道变形明显增加，应及时对此处顺槽进行加强支护。②顺槽在相邻工作面采动期间，距8号煤柱小于15 m时，顶底板和两帮破坏严重，应对顺槽进行加强支护。③巷道顶板破坏以剪切破坏为主，在工作面支护设计中要将顶板两侧锚杆向外倾斜20°，同时，在现场施工中要保证预紧力达到规程设计要求以上，并尽量提高预紧力。