快速掘进空顶区顶板稳定高性能与锚杆支护模拟分析

贾克勤

（山西宏厦第一建设有限责任公司， 山西 阳泉 045008）

引言

在巷道掘进过程中，必要的支护是实现巷道快速掘进的关键。传统的锚杆支护理论认为锚杆可以有效地将围岩离层与弹性层固定，从而减少岩层的滑动以及裂隙的发育，通过人为干预使得围岩岩层呈现具有一定承载能力的完整岩体[1-2]。通过力学测试仪测量锚杆支护后岩层的受力以及围岩强度，得到锚杆支护的力学参数，虽然围岩的稳定性有一定的改善，但是对于岩层破碎的围岩进行锚杆支护并没有得到较好的改善[3]，在强度理论的基础上，提出了高预应力锚杆支护方案。通过大量实践证明，高预应力锚杆支护下复杂巷道围岩的稳定性有了明显的改善，巷道最大变形量降低70%左右，离层现象也消除了，为复杂巷道的支护带来了本质改变[4-5]。本文在高预应力锚杆支护理论的支持下，详细分析了不同锚杆长度、间距、排距下巷道塑性区的受力特征，为矿井支护提供了参考。

1 顶板锚网支护安全判定准则

不同空顶条件下，巷道顶板受力特征差异大，顶板离层垮落现象不同，为更加合理地判断不同空顶条件下顶板的安全性，建立巷道顶板的安全等级就显得尤为重要。

将不同空顶距条件下巷道的安全系数分为安全、较安全、相对安全、危险和非常危险五个等级，其安全分级状况如表1所示。

不同锚杆支护理论适用于不同地质条件下巷道的支护，因此在实际的工程中，锚杆支护理论的判断准则有一定的差异，表现为具有一定的局限性：当巷道顶板岩性为松散岩层时，悬吊理论指导下的锚杆支护能使不稳定岩块与稳定岩层连接，实现具有一定承载能力的目的。当锚杆作用于离层岩体时，锚杆受到离层岩体和稳定岩体重力的共同影响，因此锚杆受力要远大于破碎岩体的重力；组合梁理论考虑到锚杆与离层的滑动约束作用，忽略了锚杆以及组合梁结构所受的水平应力，因此在锚杆与岩体强度的应力分布计算上不准确；加固拱理论较为复杂，加固拱的厚度受到多种因素影响，受力特征复杂，很难实现准确的计算，只能凭借经验获得。

表1 不同空顶距下函告安全系数等级表

复杂顶板的离层控制状况极其复杂，传统的锚杆支护理论在处理复杂顶板的受力以及维护过程中略显不足，其安全判断准则体系结构图如图1所示。

图1 复杂破碎顶板锚网支护安全判断准则体系结构图

图1中：p0为锚杆单位面积所受的预紧力，k1为防松动系数，取值范围为1.3～1.9，W为单位面积破碎松动岩层的受力，F1为锚杆初始预紧力；N为锚杆个数；pmax为锚杆的极限应力值，kN；Qmax（P）为锚杆所受拉载荷为P时锚杆剪切载荷，kN，Q0为单个锚杆所受的剪切载荷；T与锚杆支护强度有关，当顶板比较破碎时，有冒落风险的顶板会沿着巷道的肩角区域移动，在支护作用下可以减少巷道剪切面的剪切力；k2为抗剪系数，取值范围为3～4，J0为锚杆固定区域下滑时所受的剪切应力。

根据传统锚杆支护理论的不足，提出高预应力锚杆支护理论，高预应力锚杆安装在岩体后，将破碎岩体与弹性受力岩体连接，形成了横向挤压加固作用，在压缩区的约束作用下，锚杆支护的范围加大，提高了顶板整体的峰值强度和残余强度，岩层的物理力学参数也得到改善，此外，高预应力锚杆支护使围岩处于三轴受力状况，裂隙面在挤压作用下闭合，提高了裂隙面的摩擦力和巷道围岩的承载能力，从而提高了围岩的稳定性。

2 锚杆合理支护参数模拟分析

利用FLAC3D数值模拟软件进行数值模拟，模拟共设有120 357个单元，巷道尺寸长为5 m，宽为3.6 m，巷道的基本顶、伪顶、直接顶的岩性分别为泥岩、砂岩和粉砂岩，厚度分别为4 m、6 m、5 m。在巷道顶板均匀的布置6根锚杆，巷道两帮布置4根锚杆，设定锚杆的直径为21 mm，锚杆的初始预紧力为75 kN，分别对锚杆长度为2.2 m、2.5 m、2.8 m下的支护进行模拟，得到图2所示的不同锚杆长度围岩塑性破坏区受力特征图。图中棕色单元体组成的区域表示岩体受剪切和拉伸破坏，粉色单元体组成的区域表示岩体正在受剪切、拉伸破坏，但是并未破坏，黄色单元体和绿色单元体组成的区域表示岩体受到了拉伸破坏；蓝色单元体组成的区域表示岩体受到弹性破坏。从图2中可以看出，不同锚杆长度高预应力支护下，巷道围岩受力特征差异大：当锚杆长度为2.2 m时，巷道两帮受剪切破坏严重，顶底板受力过大；当锚杆长度为2.5 m时，巷道两帮以及围岩受力特征得到改善；当锚杆长度为2.8 m，巷道顶底板拉伸剪切破坏力明显减小，但是两帮剪切破坏现象严重。

考虑到锚杆间间距的不同也会造成巷道受力特征的差异，为此进行了不同锚杆间距下巷道围岩的受力模拟，模拟结果如图3所示，当锚杆间距为750 m时，巷道两帮受力最大，在长期剪切应力的作用下，巷道维护困难；锚杆间距为1 100 mm时，巷道两帮受力虽然明显减少，但是巷道顶板底受到较大应力，以至于两帮都受到影响；当锚杆间距为900 mm时，巷道顶板以及两帮受力都较均匀，并不会出现某个面被极端的破坏现象，因此便于巷道的维护。

图2 不同锚杆长度围岩塑性破坏区受力特征图

在不同的锚杆间距下，巷道受力特征也有较大的差异，为此进行了锚杆排距为800 mm、1 000 mm、1 200 mm下巷道围岩塑性破坏区受力特征模拟，模拟结果如图4所示，从图4中可以看出，锚杆排距从800 mm增加至1 000 mm时，巷道围岩的变形量增加了100 mm，巷道顶底板塑性破坏区域增加，但是巷道两帮的塑性破坏区域却有明显的减小；当锚杆排距增加至1 200 mm时，巷道两帮塑性破坏区虽有了明显的改善，但是顶底板受力过大，导致巷道变形严重。显然，在合适的锚杆排距下，围岩控制效果良好，较小的锚杆排距影响巷道的掘进速度以及支护成本，较大的锚杆排距导致巷道变形严重，因此，选择合适的锚杆排距，保证锚杆预紧力达到80 kN以上，便可达到安全支护的目的。

图3 不同锚杆间距围岩塑性破坏区受力特征图

图4 不同锚杆排距围岩塑性破坏区受力特征图

综上所述，巷道初期掘进时锚杆选择锚杆长度为2.8 m，锚杆间距为900 mm，锚杆排距为1 000 mm，保证锚杆的初始预紧力为80 kN以上为适宜的高预应力锚杆支护方案。

为了验证上述模拟结果的准确性，进行了现场试验，本次试验工作面煤层底板标高为-752.8～-793.8 m，煤层为近水平煤层，平均倾角为5°，工作面走向长20 415.6 m，倾斜长度256.6 m。工作面煤层局部含一层夹矸（粉砂岩厚0～0.50 m）。

图5 围岩变形观测曲线

图5为围岩变形观测曲线。从图5中可以看出，掘进期间两帮稳定相对位移量为103 mm，顶底板稳定相对移近量为78 mm，作业期间顶板稳定，证明了数值模拟结果的准确性。

3 结论

通过对顶板锚网支护安全判定准则进行探讨，提出了高预应力锚杆支护方案以保证巷道破碎顶板的稳定性，通过数值模拟发现，锚杆长度2.8 m、间距900 mm、排距1 000 mm下的锚杆支护方案效果最佳，保证锚杆预紧力达到80 kN下，巷道围岩稳定性得到提高。