0 引 言
随着我国煤矿开采强度和开采技术的不断提高，厚煤层顶板巷道越来越多，为了满足大型采掘设备及通风的要求，巷道断面设计也越来越大，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，显著增加了巷道围岩支护的难度[1-4]。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，侯朝炯等[5]通过实验室试验和理论分析得出，运用锚杆支护可有效地改善原岩体的力学参数，提高锚固区域岩体的强度，保持巷道围岩稳定。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，可提高锚固体的整体刚度与完整性。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，巷道宽度越大，巷道变形破坏越严重，而且巷道宽度存在临界值；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，通过顶帮协同控制结构可大幅降低顶板离层变形。笔者首先通过数值模拟计算，分析了不同断面巷道情况下，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，在此基础上，结合山西某矿大断面厚煤层顶板生产地质条件，设计具体支护方案及支护参数，进行工业性实践及矿压监测，监测数据表明支护效果良好。
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，模型长度30 m，高度19 m，厚度3 m，共计100 650个单元，110 112个节点。网格由外至内逐渐加密，巷道周边网格尺寸均为0.2 m。前后左右及底部固定相应方向位移，顶部施加11 MPa的上覆岩层压力，X方向侧压系数取1.5，Y方向取1.0。煤层厚度为6.5 m，直接顶厚为3 m，基本顶厚为5 m，底板厚为4 m，巷道沿煤层底板掘进，巷道高度固定3.8 m，分别开挖4、5和6 m三种不同宽度的巷道。其相关岩石力学参数见表1。
表1 模型各岩层物理力学参数
Table 1 Rock physical and mechanical parameters of each layer in model
层位弹性模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)切变模量/GPa抗拉强度/MPa基本顶18.375.60312.773.42直接顶3.032.17231.832.92煤层1.401.30270.720.50直接底2.982.00231.792.92基本底5.495.04323.613.67
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，由图1可知，开挖巷道宽度为4 m时，顶板最大下沉量为275 mm，两帮最大移近量50 mm，顶板最大变形发生浅部顶板中部，这是由于浅部顶板为松散煤体，裂隙发育明显，巷道开挖后，顶板受拉更易发生变形破坏。同时两帮肩角处形成了高水平应力集中区，也出现了较大变形，巷道顶板及两帮围岩受拉、剪混合型破坏，破坏形状近似菱形，围岩最大破坏深度约为4 m。当巷道断面宽度达到5 m时，顶板最大下沉量为310 mm，两帮最大移近量50 mm，两帮移近量基本无变化，巷道围岩最大破坏深度约为4.5 m。巷道宽度增大到6 m时，顶板最大下沉量增大为350 mm，此时顶板下沉量明显增大，两帮肩角处最大变形量也增大到100 mm，巷道围岩最大破坏深度扩展到5 m。综合分析模拟结果可以看出随着巷道宽度的增加，巷道围岩的变化规律如下：
图1 不同巷道宽度时围岩变形情况
Fig.1 Deformation of surrounding rock under different roadway widths
1)巷道围岩塑性区范围随着巷道宽度的增大而增大，这也就解释了随着巷道宽度的增大，大断面巷道经常发生各种失稳变形，诸如顶底板移进量增大，大范围的冒顶、片帮等。
2)随着巷道宽度的增加，巷道两帮的位移变化缓慢，但顶板整体沉降明显增大，最大变形出现在厚煤层顶板中部，可知厚顶煤大断面巷道的开挖，对顶板的破坏影响更大，因此在制定支护方案时应适当增大顶板支护力度，防止厚煤层顶板出现大范围沉降及冒顶事故。
1.3 高预应力支护对顶板控制影响
大量研究表明[11-15]，通过采取高预应力锚杆索支护，可在锚固区范围内形成次生承载结构，该结构能尽量让围岩处在受压状态，最大程度地使锚固区围岩保持稳定，有效防止锚固区以外的岩层出现离层，从而阻止围岩变形和破坏，保证巷道稳定。
本次模拟选取3.8 m×5.0 m的巷道断面，两帮各打设锚杆4根，锚杆长度2.4 m，间排距1 m×1 m，顶板采取2种不同支护方案:方案Ⅰ打设6根锚杆，锚杆间排距0.8 m×0.8 m，锚杆长度2.4 m;方案Ⅱ打设5根锚杆，锚杆间排距1 m×1 m，锚杆长度2.4 m，2种方案都在顶板中部位置打设2根长度7 m的锚索。锚杆施加预紧力为60 kN，锚索为100 kN。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。
图2 高预应力锚杆索支护效果
Fig.2 Support effect of high pretensioned stress bolt and cable
由预应力场扩散效果图可以看出，当顶板锚杆采用方案Ⅰ的布置方式时，锚杆之间出现明显的压应力区，锚杆尾部区域的压应力最大，约为0.31 MPa，顶板锚杆采用方案Ⅱ的布置方式时，锚杆之间同样出现明显的压应力区，锚杆尾最大压应力值为0.25 MPa，但锚杆中部的压应力叠加效果明显弱于方案Ⅰ，对比位移云图可以发现，采用方案Ⅰ的顶板下沉量最大为261 mm，采用方案Ⅱ的顶板下沉量最大为275 mm。经过综合比较，对于厚顶煤大断面巷道，通过对锚杆施加高预紧力、适当提高顶板支护密度，可以更好的实现预应力扩散、控制顶板沉降，保持锚固区围岩稳定性。
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，该巷道埋深约600 m，所采5号煤层厚度约6.5 m，巷道沿煤层底板掘进，巷道高度3.6 m，宽度4.5 m，经实验室测定煤体单轴抗压强度为15 MPa。在巷道内合适位置选择测点，运用数字式全景钻孔摄像仪进行顶板窥视[16-17]，窥视结果显示，顶板之上3 m范围为5号煤层，煤体完整，没有大的裂隙发育，3～10 m范围内岩层由泥岩及砂岩组成，没有较大的纵向裂隙和破碎岩层，局部层位以较小的环向裂隙和层理为主，整体岩层结构较为完整。
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，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，杆体屈服强度为500 MPa，采用2支低黏度锚固剂，1支规格为K2335，1支规格为Z2360。钻孔直径为30 mm，锚固长度为1 200 mm，锚杆间排距900 mm×900 mm。采用拱型高强度托盘，规格为150 mm×150 mm×10 mm，拱高不低于34 mm，搭配调心球垫和减摩垫圈。锚索材料为ø21.8 mm，1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，长度6 300 mm，采用1支K2335和2支Z2360树脂锚固剂，锚固长度2 000 mm，锚索间排距2 000 mm×2 000 mm。锚杆预紧扭矩不低于400 N·m，锚索预紧力为250～300 kN。
两帮各布置4根直径22 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆体屈服强度为500 MPa，采用1支低黏度锚固剂，规格为Z2360。锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm，采用拱型高强度托盘，搭配调心球垫和减摩垫圈，锚杆预紧转矩不低于400 N·m，顶板及两帮都采用10号铁丝编织的菱形金属网护表。支护布置如图3所示。
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，设置了3组矿压综合监测测站(1—3号)，监测内容包括巷道、顶板离层量、锚杆及锚索受力情况，每组测站间隔为50 m。其中3个测站的两帮移近量最大值均未超过40 mm，顶板最大离层值均未超过100 mm，且测站距掘进工作面一定距离后，变形量未再增加，巷道变形情况如图4所示。
1、2、3—测站号
图4 巷道围岩位移监测曲线
Fig.4 Displacement monitoring curves of roadway surrounding rock
另外，分别在两帮锚杆、顶板锚索安装测计，记录其读数随掘进距离变化情况如图5所示。
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，巷道两帮2根锚杆初始工作载荷分别为89 kN和92 kN，占杆体屈服载荷的47%和48%，锚杆受力随掘进距离的增大而增大，掘进距离超过60 m后锚杆受力情况趋于稳定，受力分别为153 kN和166 kN，占杆体屈服载荷的81%和87%，杆体受力情况良好，锚索受力随掘进面推进一直增长，距掘进面120 m时，锚索受力达到248 kN，占索体破断载荷的48%。在观测范围内，巷道围岩变形较小，始终处于稳定状态，锚杆、锚索达到了高预应力、主动支护效果。
3 结 论
1)数值模拟结果表明，随着巷道宽度的增加，巷道围岩塑性区范围不断扩大，巷道两帮的移近量变化缓慢，但顶板沉降明显增大，最大变形出现在厚煤层顶板中部位置，巷道宽度变化对顶板稳定性影响较大。
2)对于厚顶煤大断面巷道，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，可以对浅部围岩施加更大压应力，更好的实现预应力扩散，控制顶板沉降，保持锚固区围岩稳定性。
3)井下实践表明，采用高预应力强力锚杆索支护，保证了巷道围岩的完整性，围岩变形较小，锚杆索受力稳定，巷道支护效果较之前得到明显改善。
[1] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社,2010.
[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,2017,46(5):970-978.
HOU Chaojiong.Study on key technologies of surrounding rock control in deep roadway[J].Journal of China University of Mining & Technology，2017，46(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,2016,45(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 & Technology,2016,45(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,2007,35(4):5-14.
ZHAO Xueshe.Present situation and development tendency of high efficiency roadway driving technology in coal mine[J].Coal Science and Technology.2007,35(4):5-14.
[5] 侯朝炯,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,2000,19(3):342-345.
HOU Chaojiong,GOU Panfeng.Mechanism study on strength enhancement for the rocks surrounding roadway supported by bolt[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2000,19(3):342-345.
[6] 康红普,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,2007.
[7] 康红普,王金华,林 健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报,2010,35(11):1809-1814.
KANG Hongpu,WANG Jinhua,LIN Jian.Study and applications of roadway support techniques for coal mines[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1809-1814.
[8] 周志利,柏建彪,肖同强,等.大断面煤巷变形破坏规律及控制技术[J].煤炭学报,2011,36(4):556-561.
ZHOU Zhili,BAI Jianbiao,XIAO Tongqiang.Deformation and failure law and its control technology of roadway with large section[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):556-561.
[9] 严 红,何富连,王思贵.特大断面巷道软弱厚煤层顶板控制对策及安全评价[J].岩石力学与工程学报,2014,33(5):1014-1023.
YAN Hong,HE Fulian,WANG Sigui.Safety control and evaluation of roadway with super-large cross-section and soft-weak thick coal roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(5):1014-1023.
[10] 严 红,张吉雄,王思贵,等.特厚煤层巷道顶板离层关键影响因素模拟研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(5):681-686.
YAN Hong,ZHANG Jixiong,WANG Sigui.Simulation study on key influencing factors to the roof abscission of the roadway with extra-thick coal seam[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(5):681-686.
[11] 范明建.锚杆预应力与巷道支护效果的关系研究[D].北京：煤炭科学研究总院,2007.
[12] 康红普,王金华,林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,32(12):1233-1238.
KANG Hongpu,WANG Jinhua,LIN Jian.High pretensioned stress and intensive bolting system and its application in deep roadways[J].Journal of China Coal Society,2007,32(12):1233-1238.
[13] 张 农,高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报,2004,33(5):524-527.
ZHANG Nong,GAO Mingshi.High-strength and pretension bolting support of coal roadway and its application[J].Journal of China University of Mining and Technology,2004,33(5):524-527.
[14] 康红普,姜铁明,高富强.预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):680-685.
KANG Hongpu,JIANG Tieming,GAO Fuqiang.Effect of pretensioned stress to rock bolting[J].Journal of China Coal Society,2007,32(7):680-685.
[15] 张占涛.大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究[D].北京：煤炭科学研究总院,2009.
[16] 康红普,司林坡,苏 波.煤岩体钻孔结构观测方法及应用[J].煤炭学报,2010,35(12):1949-1956.
KANG Hongpu,SI Linpo,SU Bo.Borehole observation methods in coal and rock mass and their applications[J].Journal of China Coal Society,2010,35(12):1949-1956.
[17] 王川婴,胡培良,孙卫春.基于钻孔摄像技术的岩体完整性评价方法[J].岩土力学,2010,31(4):1326-1330.
WANG Chuanying,HU Peiliang,SUN Weichun.Method for evaluating rock mass integrity based on borehole camera technology[J].Rock and Soil Mechanics,2010,31(4):1326-1330.
