赵 科１ꎬ２ ꎬ张 剑１ꎬ２

(１.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院ꎬ北京　 １０００１３ꎻ２.天地科技股份有限公司 开采设计事业部ꎬ北京　 １０００１３)

摘 要:为了研究厚顶煤大断面巷道掘进过程中的巷道围岩破坏情况及合理支护方式ꎬ采用数值模拟 和井下试验方法分析了不同巷道宽度下巷道围岩的变形破坏情况及不同支护方式对巷道围岩稳定性 的影响ꎬ研究结果表明:巷道宽度变化对厚煤层顶板稳定性影响较大ꎬ巷道宽度由 ４ ｍ 增加到 ６ ｍ 时ꎬ 顶板沉降量增加了 ５５ ｍｍꎬ最大变形出现在厚煤层顶板中部ꎬ采取高预应力锚杆索支护方式并适当提 高顶板支护密度ꎬ可以对浅部围岩施加更大压应力ꎬ进而更好地控制顶板沉降ꎬ井下工程实践表明:合 理的锚杆索预紧力及支护参数可保持巷道围岩结构稳定性ꎬ矿压监测数据显示ꎬ两帮变形最大均未超 过 ４０ ｍｍꎬ顶板最大离层值未超过 １００ ｍｍꎬ锚杆、锚索受力始终保持稳定ꎬ支护效果良好ꎮ 

关键词:厚煤层ꎻ大断面ꎻ预应力ꎻ锚杆索支护

０　 引　 　 言 

  随着我国煤矿开采强度和开采技术的不断提 高ꎬ厚煤层顶板巷道越来越多ꎬ为了满足大型采掘设 备及通风的要求ꎬ巷道断面设计也越来越大ꎬ厚煤层 大断面巷道的开挖会对巷道围岩的稳定性产生不利 影响ꎬ显著增加了巷道围岩支护的难度[１－４] ꎮ 许多 学者在厚煤层巷道和大断面巷道控制技术方面进行 了大量研究ꎬ侯朝炯等[５] 通过实验室试验和理论分 析得出ꎬ运用锚杆支护可有效地改善原岩体的力学 参数ꎬ提高锚固区域岩体的强度ꎬ保持巷道围岩稳 定ꎮ 文献[６－７]就高预应力、强力锚杆支护理论主 张给锚杆施加较大的预应力并通过托板、钢带等构 件实现锚杆预应力的扩散ꎬ可提高锚固体的整体刚度与完整性ꎮ 柏建彪等[８] 通过数值模拟计算得出 巷道宽度对顶板的变形和破坏影响显著ꎬ巷道宽度 越大ꎬ巷道变形破坏越严重ꎬ而且巷道宽度存在临界 值ꎻ严红等[９－１０] 通过研究得出特大断面巷道软弱厚 煤层顶板大变形根源在于顶板支护结构弱、顶帮协 同控制弱及顶板中部承受拉应力大ꎬ通过顶帮协同 控制结构可大幅降低顶板离层变形ꎮ 笔者首先通过 数值模拟计算ꎬ分析了不同断面巷道情况下ꎬ巷道围 岩的破坏情况及采用高预应力锚杆索支护方式下巷 道围岩的变形情况ꎬ在此基础上ꎬ结合山西某矿大断 面厚煤层顶板生产地质条件ꎬ设计具体支护方案及 支护参数ꎬ进行工业性实践及矿压监测ꎬ监测数据表 明支护效果良好ꎮ 

１　 巷道围岩变形情况 

１.１　 模型的建立 

  通过 ＦＬＡＣ３Ｄ建立数值模型ꎬ模型长度 ３０ ｍꎬ 高度 １９ ｍꎬ厚度 ３ ｍꎬ共计 １００ ６５０ 个单元ꎬ １１０ １１２ 个节点ꎮ 网格由外至内逐渐加密ꎬ巷道周边网 格尺寸均为 ０. ２ ｍꎮ 前后左右及底部固定相应方 向位移ꎬ顶部施加 １１ ＭＰａ 的上覆岩层压力ꎬＸ 方 向侧压系数取 １.５ꎬＹ 方向取 １.０ꎮ 煤层厚度为 ６.５ ｍꎬ直接顶厚为 ３ ｍꎬ基本顶厚为 ５ ｍꎬ底板厚为 ４ ｍꎬ巷道沿煤层底板掘进ꎬ巷道高度固定 ３.８ ｍꎬ分 别开挖 ４、５ 和 ６ ｍ 三种不同宽度的巷道ꎮ 其相关 岩石力学参数见表 １ꎮ 

１.２　 巷道宽度对围岩稳定性的影响  

  通过分析巷道围岩的位移云图、塑性区分布如 图 １ 所示ꎬ由图 １ 可知ꎬ开挖巷道宽度为 ４ ｍ 时ꎬ顶 板最大下沉量为 ２７５ ｍｍꎬ两帮最大移近量 ５０ ｍｍꎬ 顶板最大变形发生浅部顶板中部ꎬ这是由于浅部顶 板为松散煤体ꎬ裂隙发育明显ꎬ巷道开挖后ꎬ顶板受 拉更易发生变形破坏ꎮ 同时两帮肩角处形成了高水 平应力集中区ꎬ也出现了较大变形ꎬ巷道顶板及两帮 围岩受拉、剪混合型破坏ꎬ破坏形状近似菱形ꎬ围岩 最大破坏深度约为 ４ ｍꎮ 当巷道断面宽度达到 ５ ｍ 时ꎬ顶板最大下沉量为 ３１０ ｍｍꎬ两帮最大移近量 ５０ ｍｍꎬ两帮移近量基本无变化ꎬ巷道围岩最大破坏深 度约为 ４.５ ｍꎮ 巷道宽度增大到 ６ ｍ 时ꎬ顶板最大下

沉量增大为 ３５０ ｍｍꎬ此时顶板下沉量明显增大ꎬ两 帮肩角处最大变形量也增大到 １００ ｍｍꎬ巷道围岩 最大破坏深度扩展到 ５ ｍꎮ 综合分析模拟结果可 以看出随着巷道宽度的增加ꎬ巷道围岩的变化规 律如下: 

１)巷道围岩塑性区范围随着巷道宽度的增大 而增大ꎬ这也就解释了随着巷道宽度的增大ꎬ大断面 巷道经常发生各种失稳变形ꎬ诸如顶底板移进量增 大ꎬ大范围的冒顶、片帮等ꎮ 

２)随着巷道宽度的增加ꎬ巷道两帮的位移变化 缓慢ꎬ但顶板整体沉降明显增大ꎬ最大变形出现在厚 煤层顶板中部ꎬ可知厚顶煤大断面巷道的开挖ꎬ对顶 板的破坏影响更大ꎬ因此在制定支护方案时应适当 增大顶板支护力度ꎬ防止厚煤层顶板出现大范围沉 降及冒顶事故ꎮ 

１.３　 高预应力支护对顶板控制影响 

  大量研究表明[１１－１５] ꎬ通过采取高预应力锚杆索 支护ꎬ可在锚固区范围内形成次生承载结构ꎬ该结构 能尽量让围岩处在受压状态ꎬ最大程度地使锚固区 围岩保持稳定ꎬ有效防止锚固区以外的岩层出现离 层ꎬ从而阻止围岩变形和破坏ꎬ保证巷道稳定ꎮ 本次模拟选取 ３.８ ｍ×５.０ ｍ 的巷道断面ꎬ两帮 各打设锚杆 ４ 根ꎬ锚杆长度 ２.４ ｍꎬ间排距 １ ｍ×１ ｍꎬ 顶板采取 ２ 种不同支护方案:方案Ⅰ打设 ６ 根锚杆ꎬ 锚杆间排距 ０.８ ｍ×０.８ ｍꎬ锚杆长度 ２.４ ｍꎻ方案Ⅱ打 设 ５ 根锚杆ꎬ锚杆间排距 １ ｍ×１ ｍꎬ锚杆长度 ２.４ ｍꎬ ２ 种方案都在顶板中部位置打设 ２ 根长度 ７ ｍ 的锚 索ꎮ 锚杆施加预紧力为 ６０ ｋＮꎬ锚索为 １００ ｋＮꎮ 不 同支护方案的预应力场扩散效果及顶板位移情况如 图 ２ 所示ꎮ

由预应力场扩散效果图可以看出ꎬ当顶板锚杆 采用方案Ⅰ的布置方式时ꎬ锚杆之间出现明显的压 应力区ꎬ锚杆尾部区域的压应力最大ꎬ约为 ０. ３１ ＭＰａꎬ顶板锚杆采用方案Ⅱ的布置方式时ꎬ锚杆之间 同样出现明显的压应力区ꎬ锚杆尾最大压应力值为 ０.２５ ＭＰａꎬ但锚杆中部的压应力叠加效果明显弱于 方案Ⅰꎬ对比位移云图可以发现ꎬ采用方案Ⅰ的顶板 下沉量最大为 ２６１ ｍｍꎬ采用方案Ⅱ的顶板下沉量最 大为 ２７５ ｍｍꎮ 经过综合比较ꎬ对于厚顶煤大断面巷 道ꎬ通过对锚杆施加高预紧力、适当提高顶板支护密 度ꎬ可以更好的实现预应力扩散、控制顶板沉降ꎬ保 持锚固区围岩稳定性ꎮ 

２　 工程实例 

２.１　 试验巷地质生产情况 

  选择山西吕梁地区某煤矿 １０７２ 巷道开展试验ꎬ 该巷道埋深约 ６００ ｍꎬ所采 ５ 号煤层厚度约 ６.５ ｍꎬ 巷道沿煤层底板掘进ꎬ巷道高度 ３.６ ｍꎬ宽度 ４.５ ｍꎬ 经实验室测定煤体单轴抗压强度为 １５ ＭＰａꎮ 在巷 道内合适位置选择测点ꎬ运用数字式全景钻孔摄像 仪进行顶板窥视[１６－１７] ꎬ窥视结果显示ꎬ顶板之上 ３ ｍ 范围为 ５ 号煤层ꎬ煤体完整ꎬ没有大的裂隙发育ꎬ３ ~ １０ ｍ 范围内岩层由泥岩及砂岩组成ꎬ没有较大的纵 向裂隙和破碎岩层ꎬ局部层位以较小的环向裂隙和 层理为主ꎬ整体岩层结构较为完整ꎮ 

２.２　 支护设计方案 

  根据数值模拟分析及现场具体地质条件ꎬ提出 如下支护方案: 

  顶板布置 ５ 根直径 ２２ ｍｍ 的左旋无纵筋螺纹 钢锚杆ꎬ杆体屈服强度为 ５００ ＭＰａꎬ采用 ２ 支低黏度 锚固剂ꎬ１ 支规格为 Ｋ２３３５ꎬ１ 支规格为 Ｚ２３６０ꎮ 钻 孔直径为 ３０ ｍｍꎬ锚固长度为 １ ２００ ｍｍꎬ锚杆间排 距 ９００ ｍｍ×９００ ｍｍꎮ 采用拱型高强度托盘ꎬ规格为 １５０ ｍｍ×１５０ ｍｍ×１０ ｍｍꎬ拱高不低于 ３４ ｍｍꎬ搭配 调心球垫和减摩垫圈ꎮ 锚索材料为 ø２１.８ ｍｍꎬ１×１９ 股高强度低松弛预应力钢绞线ꎬ长度 ６ ３００ ｍｍꎬ采 用 １ 支 Ｋ２３３５ 和 ２ 支 Ｚ２３６０ 树脂锚固剂ꎬ锚固长度 ２ ０００ ｍｍꎬ锚索间排距 ２ ０００ ｍｍ×２ ０００ ｍｍꎮ 锚杆 预紧扭矩不低于 ４００ Ｎ􀅰 ｍꎬ锚索预紧力为 ２５０ ~ ３００ ｋＮꎮ 

  两帮各布置 ４ 根直径 ２２ ｍｍ 的左旋无纵筋螺 纹钢锚杆ꎬ杆体屈服强度为 ５００ ＭＰａꎬ采用 １ 支低黏 度锚固剂ꎬ规格为 Ｚ２３６０ꎮ 锚杆间排距 １ ０００ ｍｍ× １ ０００ ｍｍꎬ采用拱型高强度托盘ꎬ搭配调心球垫和减摩垫圈ꎬ锚杆预紧转矩不低于 ４００ Ｎ􀅰ｍꎬ顶板及 两帮都采用 １０ 号铁丝编织的菱形金属网护表ꎮ 支 护布置如图 ３ 所示ꎮ 

图 ３　 现场支护效果 

Ｆｉｇ.３　 Ｆｉｅｌｄ ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｆｅｃｔ 

２.３　 巷道矿压监测结果 

在巷道掘进过程中ꎬ设置了 ３ 组矿压综合监测 测站(１—３ 号) ꎬ监测内容包括巷道、顶板离层量、锚 杆及锚索受力情况ꎬ每组测站间隔为 ５０ ｍꎮ 其中 ３ 个测站的两帮移近量最大值均未超过 ４０ ｍｍꎬ顶板 最大离层值均未超过 １００ ｍｍꎬ且测站距掘进工作面 一定距离后ꎬ变形量未再增加ꎬ巷道变形情况如图 ４ 所示ꎮ １、２、３—测站号 

图 ４　 巷道围岩位移监测曲线 

Ｆｉｇ.４　 图 ５　 锚杆、锚索受力曲线 

Ｆｉｇ.５　 Ｓｔｒｅｓｓ ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｂｏｌｔ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ 

分析图 ５ 曲线数据可知ꎬ巷道两帮 ２ 根锚杆初 始工作载荷分别为 ８９ ｋＮ 和 ９２ ｋＮꎬ占杆体屈服载荷 的 ４７％和 ４８％ꎬ锚杆受力随掘进距离的增大而增 大ꎬ掘进距离超过 ６０ ｍ 后锚杆受力情况趋于稳定ꎬ 受力分别为 １５３ ｋＮ 和 １６６ ｋＮꎬ占杆体屈服载荷的 ８１％和 ８７％ꎬ杆体受力情况良好ꎬ锚索受力随掘进面 推进一直增长ꎬ距掘进面 １２０ ｍ 时ꎬ锚索受力达到 ２４８ ｋＮꎬ占索体破断载荷的 ４８％ꎮ 在观测范围内ꎬ巷 道围岩变形较小ꎬ始终处于稳定状态ꎬ锚杆、锚索达 到了高预应力、主动支护效果ꎮ 

３　 结　 　 论 

１)数值模拟结果表明ꎬ随着巷道宽度的增加ꎬ 巷道围岩塑性区范围不断扩大ꎬ巷道两帮的移近量 变化缓慢ꎬ但顶板沉降明显增大ꎬ最大变形出现在厚 煤层顶板中部位置ꎬ巷道宽度变化对顶板稳定性影 响较大ꎮ 

２)对于厚顶煤大断面巷道ꎬ通过采取高预应力 锚杆索支护方式并适当提高顶板支护密度ꎬ可以对 浅部围岩施加更大压应力ꎬ更好的实现预应力扩散ꎬ 控制顶板沉降ꎬ保持锚固区围岩稳定性ꎮ 

３)井下实践表明ꎬ采用高预应力强力锚杆索支 护ꎬ保证了巷道围岩的完整性ꎬ围岩变形较小ꎬ锚杆 索受力稳定ꎬ巷道支护效果较之前得到明显改善ꎮ

参考文献(Ｒｅｆｅｒｅｎｃｅｓ) : 

[１]　 钱鸣高ꎬ石平五ꎬ许家林.矿山压力与岩层控制[ Ｍ].徐州:中国 矿业大学出版社ꎬ２０１０. 

[２]　 侯朝炯.深部巷道围岩控制的关键技术研究[ Ｊ].中国矿业大学 学报ꎬ２０１７ꎬ４６(５) :９７０－９７８. ＨＯＵ Ｃｈａｏｊｉｏｎｇ.Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｋｅｙ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｅｓ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｃｏｎ￣ ｔｒｏｌ ｉｎ ｄｅｅｐ ｒｏａｄｗａｙ[ Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０１７ꎬ４６(５) :９７０－９７８ 

[３]　 康红普.我国煤矿巷道锚杆支护技术发展 ６０ 年及展望[ Ｊ].中 国矿业大学学报ꎬ２０１６ꎬ４５(６) :１０７１－１０８１. ＫＡＮＧ Ｈｏｎｇｐｕ. Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ ａｎｄ ｐｒｏｓｐｅｃｔ ｏｆ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｃｈｉｎａ ｆｏｒ ６０ ｙｅａｒｓ[ Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０１６ꎬ４５( ６) :１０７１－ １０８１.　 　

[４]　 赵学社.煤矿高效掘进技术现状与发展趋势[ Ｊ].煤炭科学技 术ꎬ２００７ꎬ３５(４) :５－１４. ＺＨＡＯ Ｘｕｅｓｈｅ.Ｐｒｅｓｅｎｔ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ ａｎｄ ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ ｔｅｎｄｅｎｃｙ ｏｆ ｈｉｇｈ ｅｆｆｉｃｉｅｎｃｙ ｒｏａｄｗａｙ ｄｒｉｖｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ [ Ｊ ]. Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ.２００７ꎬ３５(４) :５－１４. 

[５]　 侯朝炯ꎬ勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[ Ｊ].岩 石力学与工程学报ꎬ２０００ꎬ１９(３) :３４２－３４５. ＨＯＵ ＣｈａｏｊｉｏｎｇꎬＧＯＵ Ｐａｎｆｅｎｇ. Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｅｎ￣ ｈａｎｃｅｍｅｎｔ ｆｏｒ ｔｈｅ ｒｏｃｋｓ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔｅｄ ｂｙ ｂｏｌｔ [ Ｊ].Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ２０００ꎬ１９ (３) :３４２－３４５. 

[６]　 康红普ꎬ王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[ Ｍ].北京:煤 炭工业出版社ꎬ２００７. [７]　 康红普ꎬ王金华ꎬ林 健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[ Ｊ]. 煤炭学报ꎬ２０１０ꎬ３５(１１) :１８０９－１８１４.

——转载自“煤炭行业知识服务平台”

 单体便携式螺旋支柱简介

湘潭乾坤的便携式螺旋支柱由五部分组成。

规格型号解读：

1.5米便携式螺旋支柱的含义：金属钢管直径有48和63两款，最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米的高度 。
钢管直径越大，支柱承重越大，可支撑高度越高。
支柱高度越高，支柱承重越小。