大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究

大断面巷道锚杆支护设计与围岩稳定性研究

【摘要】针对利民煤矿ⅱ011603工作面5.6m×4.0m大断面运输顺槽的实际生产地质条件，基于围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素，提出四种可选方案，应用flac3d数值模拟计算四种方案，根据模拟效果初步确定支护方案，最后通过现场实测判断围岩的稳定性，验证设计方案的合理性和可靠性。

【关键词】大断面巷道锚杆支护围岩稳定性

随着高产高效综采工作面机械化程度的提高，工作面的开采强度与产量大幅度增加，为满足通风、运输、大型设备的安装等要求，必须开掘大断面巷道。随之而来的是巷道支护难度的加大和对支护技术的挑战。大量的研究和实践表明，煤矿巷道在开挖以后，会在巷道围岩形成应力集中，当巷道跨度增加以后，应力集中程度会急剧增加，从而使控制巷道稳定的难度增加，尤其是复杂地质条件巷道更易于发生跨冒事故，从而影响煤矿的安全生产[1-6]。

本文结合利民煤矿ⅱ011603工作面运输顺槽的实际生产地质条件，基于地质力学条件和数值模拟初步提出锚杆支护方案，通过现在实测顶底板、两帮移近量和顶板离层量验证支护方案的合理性。

1 生产地质条件

试验巷道是神华乌海能源公司利民煤矿ⅱ011603工作面大断面运输顺槽，布置在16#煤层中，沿顶板掘进。16#煤层厚度

3.34-8.67m，平均7.2m，煤层倾角3-12°，平均6°。16#煤层结构复杂，含夹矸1～8层，一般3～4层，夹矸岩性为灰黑色泥岩、

炭质泥岩。顶板岩性灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，局部为粉砂岩、细粒砂岩；底板岩性以细粒砂岩为主，局部为砂质泥岩。

16#煤层破坏载荷24kn，抗压强度12.5mpa，直接顶岩性砂质泥岩，破坏载荷38kn，抗压强度20mpa，、老顶岩性为细粒砂岩（破坏载荷92kn，抗压强度50mpa）和砂质泥岩（破坏载荷26kn，抗压强度14mpa）。煤层顶底板岩石的力学强度中等，以半坚硬岩石为主，稳固性中等。

试验巷道断面为矩形，宽5.6m，高4.0m，断面面积为22.4m2。

2 基于地质力学条件和三维数值计算的锚杆支护设计

2.1 基于地质力学条件确定锚杆支护方案

根据16#煤层生产地质条件和ⅱ011603工作面运输顺槽围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素，初步确定四个支护方案见表1。

2.2 基于三维数值模拟计算确定支护方案

三维计算模型的长、宽、高分别设置为120米、100米和100米。模型共划分89960个六面体单元，生成网格节点95530个。数值计算模型的网格划分情况见图1。

对表1中四个方案从巷道开挖并达到稳定期后，围岩变形规律进行模拟对比，其结果如下：

方案一：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到70mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量18mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为26mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移

逐渐减少，到上帮围岩深部5m处水平位移只有5.5mm。

方案二：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到55mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量13mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为20mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3.5m处水平位移只有4mm。

方案三：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为20mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量10mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为15mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3m处水平位移只有2.5mm。

方案四：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为14mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量8mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为12mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部2m处水平位移只有2mm。

对比以上的模拟结果可以看出：方案一和方案二巷道垂直和水平位移量较大，不能满足巷道支护的要求，故不予采纳。虽然方案四巷道垂直和水平位移量比方案三小，但二者相差不大，综合考虑巷道掘进速度和经济因素，决定选择方案三。

图2为试验巷道锚杆支护断面示意图。

3 围岩稳定性的实测研究

为了观测巷道在掘巷期间围岩活动规律，考察锚杆支护巷道围岩变形的控制效果，研究支护参数的合理性，在正在掘进的试验巷道中设置相应的测站，对顶底板和两帮移近量和顶板离量进行观测。

3.1 顶底板和两帮移近量监测结果

巷道施工期间，在770-800m范围内布置测点，对顶底板和两帮累计移近量进行了观测。巷道掘进期间顶底板最大移近量为5.4mm，两帮移近量的最大为5.6mm。由此可知，支护参数选择合理，支护效果良好，采用该支护方案能很好控制围岩变形，为巷道掘进提供了安全保障。表2为顶底板移近量，表3为两帮移近量。

3.2 顶板离层量的监测结果

利用顶板离层仪对ⅱ011603工作面运输巷道顶板离层动情况进

行了动态监测。每个测孔布置两个测点。其中深基点略高于锚索锚固端点，浅基点略高于锚杆锚固点。由监测结果可知，锚杆锚固范围内没有发生离层现象，表明设计参数和支护质量满足要求。表4为顶板离层量部分监测数据。

4 结语

（1）基于地质力学条件和数值模拟对利民煤矿ⅱ011603工作面运输顺槽进行锚杆支护设计，最终确定其支护方案为：顶板锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用φ20mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆；顶板锚索间排距为2400mm×4000mm，使用φ17.8mm×

5200mm的钢绞线；帮锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用φ20mm ×2000mm玻璃钢锚杆。

（2）通过现场对顶底板和两帮移近量，以及顶板离层量监测表明，利民煤矿ⅱ011603工作面运输顺槽围岩是稳定的，所设计的锚杆支护方案是合理可靠的。

参考文献：

[1]侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护[m].徐州：中国矿业大学出版社，1999.

[2]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[m].北京：中国矿业大学出版社，2003.

[3]武华太.高预应力强力锚杆支护技术在大断面巷道中的应用[j].煤矿开采，2004，15（4）：68-70.

[4]许帮贵.大断面巷道综掘一次成巷锚杆支护试验研究[j].采

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[5]李焕斌.大断面巷道一次成巷技术的应用[j].煤炭工程，2009.（5）：33-34.

[6]朱焕然等.大断面巷道快速掘进与锚杆支护技术[j].煤矿支护，2007.（3）：21-22.