B060404 深部煤巷锚杆支护可靠性研究

深部煤巷锚杆支护可靠性研究

周贤山1 杨科2 贝庆丰1

【1.皖北煤电集团刘桥一矿，安徽 淮北，235159；2.安徽理工大学，安徽 淮南，232001】

摘 要 论述了煤巷预应力锚杆支护作用机理，提出煤巷预应力锚杆支护设计新方法━煤巷锚杆支护监控设计法，即采用基于神经网络与专家系统（ANN－ES）构建多级预测网络系统对支护参数进行预设计，辅以数值模拟分析巷道稳定性，并在实施过程中根据工程反馈的信息作出修改。应用该方法在刘桥一矿深部煤巷锚杆支护实践中取得了良好的支护效果。应用表明，煤巷采用高预应力锚杆（索）可以阻止顶板离层和两帮片帮，起到支护的作用，充分发挥围岩和支护体的共同承载作用，验证了该设计的合理性和科学性。

关键词 深部煤巷 锚杆支护 ANN－ES 围岩稳定性

刘桥一矿主采4煤和6煤，煤层倾角东翼25°～45°，西翼为5°～20°。顶、底板均是由细粉砂岩、泥岩和砂质泥岩组成的复合结构，且复合结构和砂岩裂隙发育状况有明显差异。该矿自2003年以来大力推广煤巷锚杆支护技术，2004年刘桥一矿与安徽理工大学合作开展刘桥一矿深部煤层巷道锚杆支护可靠性研究，提出煤巷预应力锚杆支护设计新方法━煤巷锚杆支护监控设计法。研究成果对深部煤巷支护起到很好的指导作用，目前深部煤巷采用锚杆（索）支护比例已达60％以上。

1 深部开采锚杆支护机理分析

1.1 影响锚杆支护巷道围岩稳定的因素分析

影响巷道围岩变形破坏机理和破坏模式的因素很多，主要体现在以下四个方面：

① 围岩岩体的结构类型

岩体是经过漫长的地质作用形成的一种天然材料。岩体中存在许多大小不等、方向各异的破断面，影响着工程岩体的稳定状态，是导致许多岩石力学问题的内在因素。

② 巷道围岩应力

岩体结构控制作用在很大程度上还受岩体内的应力和岩体(煤层)赋存环境的影响。围岩的应力环境取决于岩体(煤层)赋存环境和工程活动。环境因素包括：地应力、地下水、煤层厚度、煤层倾角等。影响巷道围岩应力的环境因素有：原岩应力、巷道埋深、断面形状、采掘应力等。

③ 支护结构类型与参数

围岩结构类型与赋存的应力环境能够影响锚杆支护作用的机理和支护效果，而锚杆的支护类型与支护参数也影响围岩的破坏机理和破坏模式。

④ 支护时间、巷道掘进和工作面回采速率

巷道开挖后围岩应力重新分布，在围岩表面为二向受力状态。围岩在径向应力变化越来越大，如不能及时进行锚喷支护，可能使围岩在应力的作用下不断变形，造成安全隐患。因此，在支护时间上要准确掌握时机，及时支护。另外，巷道掘进的快慢和工作面推进速率的快慢将直接影响到巷道围岩和支护体的力学状态。掘进和工作面推进速率过慢，将给巷道围岩以充分的变形时间，从而造成支架－围岩共同作用体系的破坏并使之失去很好的作用，影响安全生产。

1.2 预应力锚杆支护力学机理

预应力锚杆作用的力学机理是减少围岩强度降低。在煤体中开挖时，由于煤的物理力学性质或相邻采动矿压的影响，开挖边界处的围岩将向着开挖空区产生松动或坍塌，不锚固或不及时锚固，将会导致围岩整体变形直至破坏，岩体的强度也逐步降低。及时锚固围岩，就会有效地阻止其松动的发展，同时也限制岩体强度的降低。安装预应力锚杆所提供的相向紧固力附加位移，可有效地阻止岩体松动的发展，改善围岩中的应力状态，使其强度得到相应的提高。其力学作用表现为岩体粘结力的提高，并增加了弱面的抗滑稳定性。预应力锚杆的力学机制表明，及时安设的预应力锚杆对围岩加固可以弥补围岩松动引起的强度降低，增加围岩的稳定性，使围岩形成较好的整体承载结构，增加其承载能力。

2 深部煤巷锚杆支护监控设计法

锚杆支护参数设计方法采取的是一种动态设计方法——煤巷锚杆支护监控设计法。该法以对地应力场及其对巷道稳定性的影响方式、围岩变形失稳规律、锚杆支护机理与支护特性三个方面的正确认识为理论依据，以现场调查、工程实测为依托手段，根据观测结果修改、优化支护形式及其参数为核心内容的一种系统的煤巷锚杆支护设计方法。该方法主要有以下四个步骤：

⑴ 岩体条件分析

对于具体巷道作细致调查分析，弄清楚围岩的强度、性质以及岩体的节理裂隙发育程度、沉积变化和构造影响等。

⑵ 初步设计

根据调查到的岩体、采动、构造条件并参考同类条件的工程实践，采用神经网络与专家系统（ANN－ES）构建多级预测网络系统确定支护结构、形式和参数的预设计，辅以数值模拟分析巷道稳定性。

⑶ 矿压观测

检查施工质量是否符合设计和质量标准要求，并排除施工质量影响因素。矿压观测采用常规观测法来观测巷道围岩变化和顶板离层量。观测结束后，对矿压观测数据进行全面分析，评判巷道支护设计的合理性及存在问题，提出修改意见，使其臻于完善。

⑷ 调查支护效果

现场调查可以分为巷道掘进期和服务期两个阶段进行。调查内容为支护结构的作用效果、破坏部位及数量，以及结构缺陷。通过调查，对照矿压观测数据作出巷道稳定性分析和判断。巷道掘进期的调查结果应予以及时利用，以改进初步设计。巷道服务期的调查结果是对巷道能否适应系统安全生产需要的最终考察和支护设计是否合理的最终裁决。根据调查结果全面分析论证，对巷道支护结构、形式、参数再改进、优化。

在这个动态的设计过程中，综合利用了现有的锚杆支护理论知识和经验，而现场监测——信息反馈——修改完善则充分考虑了影响深部煤巷锚杆支护设计的各种定性、定量和一些随机、不确定性因素。这些优点是其他设计方法无法比拟的。

3 基于ANN-ES的锚杆支护设计

应用神经网络和专家系统相结合，在锚杆支护设计中，共构建8个网络模型（如图1所示），它们分别是网络1（巷道断面选择与支护形式确定网络），网络21（顶板网、钢带、锚杆材料选择网络），网络22（两帮网、钢带、锚杆材料选择网络），网络31（顶、帮树脂锚固剂卷选择网络），网络32（顶、帮锚杆长度设计网络），网络33（顶、帮锚杆直径设计网络），网络34（顶、帮锚杆间距设计网络），网络35（顶、帮锚杆排距设计网络）。

图1 煤巷锚杆支护设计神经网络系统结构层次

采用上述设计思路，对刘桥一矿6煤深部煤巷支护参数进行预设计，以6煤留窄小煤柱护巷的回采巷道为例。

巷道设计成斜顶矩形断面，采用锚、网、带+锚索联合支护。锚杆采用20MnSi螺纹钢锚杆，直径20mm、长2500mm，间排距为700×700（mm）。网采用菱形金属网，钢带采用M型钢带。锚索钢绞线直径15.26mm、长6300mm，间距为2100mm。锚杆、锚索采用树脂锚固剂卷锚固。

4 数值模拟分析巷道稳定性

4.1 岩体力学参数选取 计算中采用莫尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则判断岩体的破坏（(1)式）；采用应变软化模型以反映煤体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质。

sin1sin12sin1sin131cfs (1)

式中，1、3 分别是最大和最小主应力，c， 分别是粘结力和摩擦角。当fs>0时，材料将发生剪切破坏。在通常应力状态下，岩体的抗拉强度很低，因此可根据抗拉强度准则（3T）判断岩体是否产生拉破坏。

采空区垮落矸石材料的密度、弹性模量E和泊松比μ随时间而增加。、E和μ变化规律可由以下经验公式表述：

)1(800140025.1te （kg/m3） (2)

)1(2001525.1teE （MPa） (3)

)1(2.005.025.1te (4)

式中，时间t的单位为年。

据此，以6煤为例，岩体力学参数见表1。

表1 岩体力学参数

层序 岩层名称 D E μ B S F C

厚度/m /kg/m3 /GPa /GPa /GPa /° MPa

1 老顶 2690 24 0.11 10.26 10.81 40.5 4 20.5

2 直接顶 2630 12.8 0.15 6.10 5.57 32.6 3.1 2.5

3 6煤 1260 1.4 0.22 0.83 0.57 23.9 1.5 3

4 直接底 2510 8.6 0.2 4.78 3.58 32.2 2.6 2

5 老底 2650 20 0.14 9.26 8.77 44.4 3.2 12

4.2 数值模拟模型

本研究选用国际先进的FLAC数值模拟软件，只对留设3～5m煤柱的回采巷道围岩稳定性模拟分析。模拟模型长×宽为40×40（m），共划分为6400个正方形单元，单元长×宽为0.5×0.5（m）。计算模型如图2所示。边界约束条件的确定如下：左右边界取u=0,v0（u为x方向位移，v为y方向位移），即单约束边界；下部边界取u=v=0,为全约束边界；上部边界不约束，为自由边界。上部边界以上的岩层作为外载荷施加在模型的上边界上。模型加载：模拟煤层埋深-800m，此时外载荷为原岩应力20MPa，水平应力为原岩应力的1.2倍，为16MPa，梯度为0～1.25MPa。

图2 计算模型网格图

4.3 数值模拟分析

由此可得，巷道围岩一定范围内的煤岩体位移是随着工作面的回采动态变化的，直观反映了巷道围岩的动态变形、移动情况，主要体现在巷道顶板下沉、两帮缩进及底臌的动态变化过程（图3）。巷道表面位移特征见表2。

掘进期间 回采期间

图3 6煤巷道围岩位移矢量场

表2 巷道围岩位移特征

煤层 断面参数 累计位移量/mm

6煤 梯形：宽×中高＝4m×2.5m=10m2 掘进期间 顶底 顶板下沉 126

底臌 0

顶底 126

两帮 高帮 134

低帮 99

两帮 233

巷道断面收敛率 -

回采期间 顶底 顶板下沉 421

底臌 101

顶底 522

两帮 高帮 677

低帮 414

两帮 1091

巷道断面收敛率 42％

注：巷道断面收敛率＝（原始巷道断面面积－变形后断面面积）/原始巷道断面面积 5 矿压观测与支护效果分析

本文以Ⅱ6510机巷为例，对该巷掘进期间的矿压观测与支护效果进行分析。

图4掘进期间围岩表面位移曲线 图5掘进期间顶板离层曲线

表面位移特征（图4）：①巷道在掘进以后一段时间内，变形剧烈，巷道表面移近量急剧增加，随后变形趋于稳定；②巷道两帮移近量35～39天后基本趋于稳定，最大移近量318mm，平均为300mm；巷道顶底移近量17～28天后基本趋于稳定，最大移近量77mm，平均为64mm；③掘进期间，巷道两帮移近量远大于顶底移近量，且变形稳定期也较长。由此可见锚网支护有效地控制了围岩的松动和片帮，掘进期间围岩变形很小且在较短时间内趋于稳定，说明锚网支护在掘进期间对围岩的支护效果良好。

顶板离层特征（图5）：巷道顶板离层在巷道掘出一段时间内发生，随后趋于稳定，并呈现跳跃特征。从观测结果可以看出，锚固区内离层在巷道掘出15～30天内达到最大，锚固区内最大离层量为2mm；而锚固区外离层在巷道掘出35天后才基本趋于稳定，锚固区外最大顶板离层量为4mm。