張懿超

（西山煤電集團屯蘭礦， 太原 古交 030206）

引言

在近年來的煤礦開采中，由于很多礦區(qū)出現(xiàn)了大量的孤島綜放面，其回采順槽掘進工程量也相應(yīng)增加。但從該種情況下的工作面采場情況和回采順槽礦壓顯現(xiàn)情況來看，對錨桿支護設(shè)計并沒有系統(tǒng)的認(rèn)識；另外考慮地質(zhì)因素，工作面受多次采動的影響，回采順槽的圍巖應(yīng)力情況復(fù)雜，變化較大。本文通過對該條件下的回采順槽的圍巖變化機理及其支護設(shè)計方案進行研究，找出適用該種類型的支護體系，以提高順槽的安全性。

1 數(shù)值模擬設(shè)計方案

1.1 有限元模型的建立

通過有限元數(shù)值模擬FLAC3D軟件進行計算，根據(jù)云崗礦實際地質(zhì)情況建立有限元模型。采用應(yīng)變軟化模型模擬回采順槽的直接頂板、直接底板，其余巖層采用摩爾庫侖模型進行研究[1]?；夭身槻鄄贾迷诿簩又校覀?cè)為采煤工作面，面長為150 m，左側(cè)為開采煤層。巷道斷面為矩形，寬約4.6 m，高約3.5 m，沿開采煤層底板走向掘進，頂部留設(shè)3 m左右的頂煤。固定模型的前、后、左、右及下部為邊界，暫考慮模型沒有水平移動。通過礦方實測的地應(yīng)力情況，模型設(shè)定的應(yīng)力條件分別為σx=16 MPa，σy=16 MPa，σz=12MPa。根據(jù)現(xiàn)場實測的地質(zhì)資料，本模型建立了7種不同性質(zhì)的巖層，詳見如表1所示的模型地質(zhì)柱狀表。

1.2 鋪桿間距

描桿間距的模擬共分8個有限元模型，分別為0.7 m、0.8 m、0.9 m、1.0 m、1.1 m、1.2 m、1.3 m、1.4 m。以表2中錨桿參數(shù)設(shè)定，回采順槽頂板左右邊窩處布置錨桿角度為10°，左右?guī)偷啬_處布置錨桿角度為20°，得到模擬結(jié)果。

表1 模型地質(zhì)柱狀表

表2 錨桿間距模擬模型參數(shù)表

隨著錨桿間距的變化，回采巷道圍巖支護情況也不盡相同。通過相同條件下不同錨桿間距的模擬，分析對比模型的支護情況，從而選擇合適的錨桿間距[2]。

通過分析模擬結(jié)果可知，錨桿間距由0.7 m增至1.0 m時，頂板下沉量增加了3.8 mm，底板底鼓量增加了0.1 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏吭黾恿? mm，兩幫位移量僅增加了3.5 mm；當(dāng)間距從1.0 m增加到1.4m時，頂板下沉量增加了5 mm，底板底鼓量增加了0.3 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏吭黾恿?.2 mm，兩幫位移量增加了10.3mm。從整體來看，當(dāng)間距小于1 m時，隨著錨桿間距的減少，巷道圍巖變形量相應(yīng)降低，其減小的速率明顯變緩，而當(dāng)間距大于1 m后，隨著錨桿間距的增加，巷道圍巖變形量變大，其增大的速率較明顯。由此確定錨桿間距1 m為其支護的最佳設(shè)計間距。

1.3 錨桿長度

設(shè)計錨桿參數(shù)與表2一致，間距設(shè)為1 m，以錨桿的支護長度 1.6 m、1.7 m、1.8 m、1.9 m、2.0 m、2.1 m、2.2 m、2.3 m、2.4 m、2.6 m為模型，進行有限元分析，共建立11個模型，得到模擬結(jié)果。

通過分析模擬結(jié)果可知，錨桿長度由1.6 m增至2.0 m時，頂板下沉量減少了22.8 mm，底板底鼓量減少了0.5 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏繙p少了23.3mm，兩幫位移量減少了9.1 mm；當(dāng)錨桿長度從2.0 m增加到2.6 m時，頂板下沉量僅減少了11.5 mm，底板底鼓量僅減少了0.3 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏績H減少了11.8 mm，兩幫位移量僅減少了3 mm。由此可知，當(dāng)長度大于2.0 m時，隨著錨桿長度的增加，巷道圍巖變形量相應(yīng)降低，其減小的速率變化不大，而當(dāng)長度小于2.0 m后，隨著錨桿長度的減少，巷道圍巖變形量變大，其增大的速率變化較大。由此確定錨桿理想的長度為2 m較合適。

1.4 錨桿排距

設(shè)計錨桿確定參數(shù)與表2相同，間距設(shè)為1 m，長度為2 m，以錨桿的排距0.6 m、0.7 m、0.8 m、0.9 m、1.0 m、1.1 m、1.2 m、1.4 m為模型，共建立 9個模型進行分析，得到模擬結(jié)果。

通過分析模擬結(jié)果可知，錨桿排距由0.6 m增至1.0 m時，頂板下沉量增加了8.2 mm，底板地鼓量增加了0.1 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏吭黾恿?.3 mm，兩幫位移量增加了32.4 mm；當(dāng)排距從1.0 m增加到1.4 m時，頂板下沉量增加了27.9 mm，底板底鼓量增加了0.2 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏吭黾恿?8.1 mm，兩幫位移量增加了22.0 mm。從整體來看，當(dāng)排距小于1.0 m時，隨著錨桿排距的減少，巷道圍巖變形量相應(yīng)減小，其減小的速率較慢，而當(dāng)排距大于1.0 m后，隨著錨桿排距的增加，巷道圍巖變形量增大，其增大的速率較顯著。由此確定錨桿排距1.0 m為其支護的最佳設(shè)計間距。

1.5 輔桿直徑

設(shè)計錨桿的參數(shù)與表2一致，間距設(shè)為1 m，長度為2 m，排距設(shè)為1 m，以錨桿的直徑16 mm、17 mm、18 mm、19 mm、20 mm、21 mm、22 mm、23 mm、24 mm為模型進行分析，共建立9個模型，得到模擬結(jié)果。通過分析模擬結(jié)果可知，在不同錨桿直徑作用下，對回采順槽圍巖變形影響不大。

1.6 錨桿預(yù)應(yīng)力

設(shè)計錨桿的參數(shù)與表2一致，間距設(shè)為1 m，長度為2 m，排距為1 m，直徑為20 mm，給予錨桿的預(yù)應(yīng)力分別為 10 kN、20 kN、30 kN、40 kN、50 kN、60 kN，共建立6個有限元模型進行分析，得到模擬結(jié)果。

通過分析模擬結(jié)果可知，錨桿預(yù)應(yīng)力控制回采順槽圍巖變形十分有效，預(yù)應(yīng)力由10 kN增至30 kN時，頂板下沉量減少了3.3 mm，底板底鼓量減少了0.1 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏繙p少了3.4 mm，兩幫位移量僅減少了1.8 mm；當(dāng)預(yù)應(yīng)力由30 kN增加到60kN時，頂板下沉量減少了11.3 mm，底板底鼓量減少了0.1 mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏繙p少了11.4 mm，兩幫位移量減少了2.7 mm。因此，當(dāng)給予錨桿的預(yù)應(yīng)力大于30 kN時，其支護系統(tǒng)對圍巖的作用較為明顯。

2 回采順槽支護方案的確定

根據(jù)上述數(shù)值模擬情況，結(jié)合該礦實際回采順槽的地質(zhì)情況，設(shè)計采用支護系統(tǒng)為：直徑20 mm、長度2 m、間排距為1 m×1 m、預(yù)應(yīng)力為40 kN的高強度螺紋鋼錨桿。同時考慮實際掘進過程中的地質(zhì)條件影響，配長6 m錨索。在回采巷道設(shè)置了觀測站進行實測，觀測成果如表3所示。

表3 不同階段變形情況表

3 結(jié)論

通過不同參數(shù)下的模擬研究，結(jié)合現(xiàn)場觀測的資料，得到以下結(jié)論：隨著錨桿不同參數(shù)的變化，圍巖的變形也隨之變化。針對該條件下，錨桿支護參數(shù)宜取1 m間距、2 m長度、不大于1 m排距、20 mm以上直徑、30 kN以上預(yù)應(yīng)力為最合適。另外通過讓壓裝置，減少了圍巖變形對支護的影響，使圍巖整體強度相應(yīng)加強。由現(xiàn)場支護試驗段內(nèi)觀測成果可知，通過該種方式能夠有效地控制圍巖的變形。