袁店一井1025风巷锚网索联合支护技术研究与实践

摘 要：基于袁店一井煤矿1025工作面风巷的具体地质条件，为实现巷道顺利掘进及有效支护，利用FLAC3D数值模拟软件，对不同支护条件下巷道支护情况进行了模拟，分析了巷道围岩位移的分布变化规律，提出了专门针对1025风巷的锚网索联合支护技术，并对支护效果进行现场监测，实现了较好的技术和经济效益。

关键词：巷道 数值模拟 联合支护

中图分类号：TE2 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）05（a）-0096-02

1 工程地质概述

1025工作面处于丁杜周村庄下面，地表有大量农田及沟渠。煤层较稳定，煤层厚度3.15～4.97 m，平均4.0 m。中段至里段煤层倾角较缓5～10°，外段煤层倾角较大13°，总体倾角8°左右。所要掘进的1025风巷东接-470 m水平大巷，南为1026工作面（未掘进），西靠近F4断层与106采区相邻，北为DF14断层保护煤柱。风巷总长度约为1300 m，巷道设计宽度4600 mm，高度3200 mm，呈矩形断面，面积为14.72 m2。本掘进工作面附近地质柱状图如图1所示。

2 巷道支护数值模拟研究

为了使风巷实现既经济又有效的支护，对巷道所处的具体地质条件进行分析，并运用经验法，提出了锚网索联合支护的初步方案[1]，通过设置不同支护参数，运用flac3D数值模拟软件对巷道的破坏和变形情况进行分析，通过比较得到最优的支护参数。三种支护方案如下：

方案一：锚索沿顶板单排布置，顶部锚索选用Φ17.8×6300 mm，排距为2400 mm；锚杆选用Ф20×2400 mm等强树脂锚杆，顶部锚杆间排距为800×800 mm，帮部锚杆间排距900×800 mm，两帮最上面两根锚杆向上与水平方向呈15°夹角，两帮最下面两根锚杆向下与水平方向呈15°夹角。

方案二：锚索沿顶板双排布置，顶部锚索选用Φ17.8×6300 mm，排距为1600×2400 mm；锚杆布置与方案一相同。

方案三：顶部锚杆间排距为1000×1000 mm，帮部锚杆间排距900×1200 mm，其他与方案二相同。

2.1 建立模型

1025风巷所在煤层埋深约为400 m，煤层倾角接近水平，巷道净断面为4.6 m× 3.2 m。利用flac3D软件[2]建立三维模型，模型长宽高确定为40 m×20 m×100 m，共19906个节点，62036个网格。模型岩体力学参数由力学实验得到，建立数值模拟模型进行计算。

2.2 数值模拟结果分析

为了研究以上三种支护方案的效果如何，本文分别对三种支护方法及切眼巷道无支护时进行模拟，分析切眼在四种不同状态下的位移场，得到其水平位移及垂直位移变化情况。在无支护状态下，切眼巷道的两帮移近量达660 mm，顶底板下沉量约为320 mm，巷道围岩变形比较严重。方案1两帮移近量为180 mm，顶板下沉量约为160 mm，顶底板移近量为155 mm。方案2两帮移近量为90 mm，顶底板移近量约为100 mm。方案3两帮移近量约为210 mm，顶底板移近量为150 mm左右。通过支护，三种方案都很好的控制了底鼓现象，方案一和方案三对于顶板变形控制较未支护时有些改善，但效果仍不理想。方案二比其他两种方案有较好支护效果，很好的控制了顶底板及两帮的变形。

通过以上对1025风巷周边位移场垂直位移及水平位移的分析，通过比较三种支护方案，得出方案二能够很好的控制巷道围岩变形，因此其支护效果最佳。由此，1025风巷初步支护方法选用方案二。

3 巷道支护参数确定

对比分析综合确定1025工作面风巷的支护参数：顶部网片采用菱形金属网，采用10#铁丝机械编制，网孔50×50 mm，帮部采用1×50 m矿用高强护帮塑网；锚杆选用Ф20×2400 mm等强树脂锚杆，M型锚杆托盘140×140×8 mm；顶部M型钢带长4500 mm，帮部使用梯子梁，长1878 mm，978 mm，每排布置两根，压茬连接；锚索选用Φ17.8×6300 mm ，锚索托盘300×300×14 mm，选用Z2550、K2550型树脂锚固剂。顶部锚杆间排距为800×800 mm，帮部锚杆间排距900×800 mm，使用两根Z2550树脂锚固剂，锚索间排距为1600×240 mm，每根锚索用一根K2550和两根Z2550树脂药卷，沿巷道中顶向左、右各偏800布置一列。

4 现场检测

为了掌握巷道的支护及围岩的变形情况，沿风巷支护段每100 m布置一个观测站，共布置两处，用“十字”布点法测量巷道两帮位移及顶底板位移[3]，开始每天观测一次，一周后每3天观测一次，连续观测60 d并记录数据。

由记录数据得出，两监测点总体趋势一致，两帮移近量变化缓慢，但有着逐步增加的趋势，到60 d时两帮变形量基本稳定在100 mm左右；巷道顶底板在观测初期变形速率较大，到达20 d左右时短暂稳定，之后变形量又开始慢慢增大，到达50 d时变形量不再明显变化，稳定在120 mm左右。

5 结论

由以上分析可知，通过方案二的支护作用，巷道围岩变形处在可以控制的范围之内，保证了巷道掘进环境的安全。通过现场检测巷道围岩的变形，其检测结果与数值模拟的结果有些出入，但不是很大，说明通过数值模拟来初步确定巷道支护参数的方法是可行的。本文针对1025风巷所处的具体地质条件专门研究设计出的支护方案，在实践中得到了良好的技术及经济效益，同时也可以在该矿类似地质条件下使用。

参考文献

[1] 陈光炎，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999：138-140.

[2] 陈育民，徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].中国水利水电出版社，2009：20-31.

[3] 陈晓祥，杨凯凯，等.高应力回采巷道围岩变形特征及协调支护技术研究[J].河南理工大学学报：自然科学版，2012，147（4）：30-35.