安居煤矿大巷正顶锚索长度的分析及确定

程占东，臧传伟

(山东科技大学 资源与环境工程学院，山东 青岛 266590)

安居煤矿大巷正顶锚索长度的分析及确定

程占东，臧传伟

(山东科技大学 资源与环境工程学院，山东 青岛 266590)

为科学确定深部巷道支护锚索长度，以安居煤矿东部集中轨道大巷为例进行研究。首先采用数值模拟的方式，建立了大巷模型，从不同长度锚索的应力分布、位移分布和塑性区分布3个方面，分析了巷道围岩变形规律；然后通过理论计算，应用悬吊理论和组合拱理论分析了锚索的承载能力，得出了深部锚索的作用是抑制在锚索作用深度以内的弱面离层，保持围岩的连续性及力的传递，使锚固范围内围岩形成一个拱形承载岩梁，抑制上部围岩的松动变形，维持巷道的稳定。通过数值模拟和理论计算分析，成功地指导了大巷的锚索支护施工。

锚索长度；数值模拟；理论计算；深部岩巷

随着煤炭开采强度的增大，许多矿区已经进入深部开采，支护强度显著增加[1-3]，巷道支护变得更加困难。深部巷道支护不仅要保证安全，而且要经济高效。在当前煤炭行情的冰期，巷道支护安全经济高效的问题变得更加突出。因此，深部巷道支护必须做好优化，在保证安全的前提下，最大限度地降低成本，实现巷道掘进经济高效。

安居煤矿-940m水平东部集中轨道大巷，埋深为978m，原岩应力场最大主应力为水平应力，大小为33.19～36.69MPa，最大水平主应力为垂直应力的1.38～1.62倍，为最小水平主应力的1.43～1.59倍，岩层以中砂岩、细砂岩、砂质泥岩为主，大巷主要在中砂岩内掘进。巷道掘进断面形状为直墙半圆拱形，高度和宽度分别为4.37m和5.14m。半圆拱部打3根锚索，锚索直径均为17.8mm，两肩锚索长度为4.2m，正顶锚索长度为6.5m。正顶锚索的长度并未经过系统设计，而是凭借经验及工程类比法确定，故其长度的合理性有待进一步研究。本文结合安居煤矿-940m水平东部集中轨道大巷具体地质特征和开采技术条件，通过数值模拟和理论计算的方法，研究大巷的锚索支护，得到了正顶锚索最优支护长度，并经现场施工验证了设计的正顶锚索长度的合理性，获得良好的技术经济效果。

1 支护方案模拟及分析

1.1数值模拟模型的建立

FLAC3D数值计算模型根据安居煤矿东部集中轨道大巷综合柱状图构建。设计模型的巷道轴向长(y方向)20m，宽30m，高30m。巷道沿y轴正方向掘进。模型网格划分如图1所示。

图1 网格划分

本模型采用摩尔库仑本构模型,岩体物理力学参数按照现场实测数据选取,模型中采用的岩体物理力学参数见表1。

表1 岩体物理力学参数

1.2 模拟结果分析

设计半圆拱部2种正顶锚索长度，分别为6.5m和4.2m，两肩锚索长度仍为4.2m，采用设置极大锚固剂参数模拟托盘的方法来模拟预应力锚索，将锚索的端头、自由段、锚固段赋不同的属性，端头的锚固参数设为极大值来模拟托盘，预应力加在锚索自由段，大小为160kN，依次进行数值模拟计算，对得到的模拟结果进行对比分析。

1.2.1位移分布图分析

图2为正顶锚索长6.5m和4.2m时沿Z轴方向的位移分布。

图2 Z轴方向位移分布

由图2对比分析可得：2种长度的正顶锚索对顶底板位移影响几乎相同，相差甚微，顶板最大下沉出现在拱顶，最大位移量为43mm，巷道底板显现出轻微底鼓现象，最大底鼓量为45mm。

图3为正顶锚索长6.5m和4.2m时沿X轴方向的位移分布。

图3 X轴方向位移分布

由图3分析可得：2种正顶锚索长度对两帮的位移量影响仍然相同，巷道在围岩压力作用下断面出现微小收缩，两帮最大收缩位移量为23mm。

通过对以上模拟结果进行分析，在安居煤矿此种围岩条件下，正顶锚索长度过长对巷道的支护控制基本起不到作用，徒增支护成本。

1.2.2 应力分布图分析

图4为正顶锚索长6.5m和4.2m时垂直应力分布情况。

图4 垂直应力分布

由图4分析可得：垂直应力分布并没有因为所选不同长度的正顶锚索支护而发生大的改变，而仅仅是微小的变化，几乎可以忽略。巷道两帮部出现应力集中现象，应力集中系数为1.88。

通过以上分析可知安居煤矿东部集中轨道大巷所设计的正顶锚索长6.5m是不合理的，同时也是不经济的，有待于进一步进行优化设计。

1.2.3 塑性区范围分析

图5为正顶锚索长6.5m和4.2m时围岩塑性区的分布情况。巷道在2种不同设计长度的正顶锚索的作用下，巷道围岩塑性区的范围是不变的，两帮塑性区发育范围为800mm，拱顶部为600mm，拱肩为700mm，底板为1m，即其效果是相同的，并没有因正顶锚索长度不同而改变塑性区范围。

图5 围岩塑性区分布

1.2.4 锚索位置分析

当正顶部锚索长度设计为6.5m时，锚索锚固端头将穿过细砂岩，锚固到砂质泥岩中约80mm左右，砂质泥岩较细砂岩稳定性差，同时在2种岩层的接触面，可能存在一些弱面，这些弱面会降低锚索的锚固力，使锚索不能充分发挥其能力，降低巷道围岩的稳定性。从这一方面来看，设计锚索长度6.5m是不合理的。

通过以上模拟分析结果可知，安居煤矿东部集中轨道大巷现有支护设计是不太合理的，既不经济又不利于发挥锚索支护作用。正顶锚索长度降为4.2m，规格与肩锚索相同，从安全、施工和成本等方面都是有利的。

2 锚索承载能力理论计算分析

2.1 根据悬吊理论计算分析

悬吊理论认为锚索的作用是将下部不稳定岩层悬吊在上部稳定岩层中，考虑巷道围岩极限失稳的情况，以锚索来悬吊下部锚固范围内所有岩层[4]。锚索排距为2.7 m，取1个排距为1个计算单元，即简化为3根锚索来悬吊其下部锚固范围内的所有岩层(即图6和图7阴影部分的岩层)。以半圆拱圆心为坐标原点，建立直角坐标系，假设3根锚索的端头坐标确定的离层线为抛物线。

ab，de，gh—锚索锚固段；df，gi—长为4.2m的锚索；ac—长为6.5m的锚索；F—锚索锚固力；l1—离层线图6 3根锚索长度为6.5m，4.2m，4.2m时计算分析

ab，de，gh—锚索锚固段；ac，df，gi—长为4.2m的锚索；F—锚索锚固力；l2—离层线图7 3根锚索长都为4.2m时计算分析

2.1.1 锚索长度分别为6.5m，4.2m，4.2m

离层线l1的曲线方程为：

l1：y=-0.26x2+7.42

当y=0时，离层曲线与x轴分别交于x=±5.34，则曲线l1与x轴所围成的封闭空间的面积S1为：

半圆拱的面积S2为：

S2=πR2/2=3.14×2.572/2=10.4(m2)

悬吊围岩的体积ΔV为：

ΔV=(S1-S2)l=114.48(m3)

悬吊围岩的重力G为：

G=ΔVγ=114.48×25=2862(kN)

由受力平衡得：

2Fsinα+F=G

F=1299(kN)

式中，S1为曲线l1和x轴所围成的封闭空间的面积，m2；S2为半圆拱的面积，m2；R为半圆拱的半径，取2.57m；l为锚索排距，取2.7m；γ为围岩容重，取25kN/m3；α为肩锚索与x轴的夹角；ΔV为1个计算单元内围岩的体积，m3；G为1个计算单元内围岩的重力，kN；F为锚索锚固力，kN。

2.1.2 3根锚索长度都为4.2m

采用与计算3根锚索长度分别为6.5m，4.2m，4.2m相同的方法进行计算，最终得到锚索锚固力为1002kN。

通过以上计算分析得：每根锚索的锚固力均大于1000kN，现场锚索根本不能提供如此大的锚固力，所以假设的离层线l1，l2实际并不存在。由计算结果显示正顶锚索太长不仅导致所需锚固力增大，而且对巷道围岩的稳定性没有提升。

2.2 根据组合拱理论分析

组合拱理论认为，在锚索锚固力作用下，能在锚索的锚头和紧固端形成两头带圆锥的桶状压缩区。每根锚索压缩区部分相互重叠连接在一起，形成一个有一定承载能力的压缩带，抑制巷道围岩松动和变形破坏[5]。

当3根锚索长度分别为6.5m，4.2m，4.2m时，根据组合拱理论，锚索的控制角α取45°,可以得到理论模型如图8所示。

分析图8可得：3根锚索形成的两头带圆锥的桶状压缩区不能相互重叠，故形不成一个连续的压缩带，各锚索为单独作用。由于锚索单独作用，锚索长度增大，只会导致压缩区的范围变大，锚索承载更多围岩重量。在此种情况下，锚索能力一定，长度过大反而不利于巷道围岩稳定。

通过以上计算分析，在巷道围岩极限失稳的情况下(即只有锚索起作用时)，锚索没有悬吊起下部围岩的能力，不能确保巷道围岩的稳定，围岩将发生失稳破坏。深部锚索的作用是抑制在锚索作用深度以内的弱面离层，保持围岩的连续及力的传递，使锚索和锚固范围内围岩构成整体，形成一个拱形承载岩梁，其自身具有自稳能力，同时抑制上部围岩的变形，维持巷道的稳定。安居煤矿东部集中轨道大巷顶板岩层完整性较好，强度较高，弱面很少，深部锚索过长在这种围岩条件下是没有必要，应予以减短。拱顶部锚索降为4.2 m，形成标准半圆拱形岩梁，上部围岩作用力在岩梁外径面上分布更均匀，避免了应力的集中作用，提高了岩梁的稳定性，支护效果得到加强，同时还能使锚索型

号统一，对施工、成本等各方面也是十分有利的。

3 结论

(1)通过数值模拟和理论计算分析，正顶锚索设计为4.2m能达到大巷安全支护的要求，同时降低支护成本，加快巷道掘进进度，满足煤矿安全经济高效的生产理念。

(2)巷道支护深部锚索的作用是抑制在锚索作用深度以内的弱面离层，保持围岩的连续及力的传递，使锚索和锚固范围内围岩构成整体，形成一个拱形承载岩梁，抑制上部围岩的松动变形，维持巷道的稳定。

(3)经现场试验验证了正顶锚索长度的合理性，巷道围岩安全稳定，取得了较为理想的效果。

[1]康红普.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29(4)：650-651.

[2]柏建彪.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报，2006，35(2)：145-146.

[3]常聚才，谢广祥.深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制[J].煤炭学报，2009，34(7)：881-886.

[4]康红普，王金华，等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.

[5]卞跃威，刘全林.锚杆支护作用机理分析及其设计方法的适用性[J].矿业工程，2006，4(6)：34-36.

[责任编辑：姜鹏飞]

AnalysisofAnchoredCableLengthforRoofofMaineRoadwayinAnjuColliery

CHENG Zhan-dong, ZANG Chuan-wei

(Resources & Environment Engineering School, Shandong University of Science & Technology, Qingdao 266590, China)

In order to rationally determine anchored cable length, applying numerical software to setting up model of east concentrated rail roadway of Anju Colliery.Roadway deformation rule was analyzed from stress, displacement and plastic zone distribution of anchored cable with different lengths.Bearing capacity of anchored cable was analyzed with overhanging theory and combined arch theory.It was obtained that function of deep anchored cable was to restrict separation weak plane within anchorage action depth and keep surrounding rock continuity and force transmission, which made surrounding rock within anchorage form an arch bearing beam and keep roadway stable.Numerical simulation and theoretical calculation successfully guided anchored cable supporting construction of main roadway.

anchored cable length; numerical simulation; theoretical calculation; deep rock roadway

2013-12-10

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.022

国家自然科学基金资助项目(51104093)

程占东(1989-)，男，山东泰安人，在读硕士研究生，研究方向为矿山压力与岩层控制。

程占东，臧传伟.安居煤矿大巷正顶锚索长度的分析及确定[J].煤矿开采，2014，19(4)：73-76.

TD353

A

1006-6225(2014)04-0073-04