【摘要】针对利民煤矿Ⅱ011603工作面5.6m×4.0m大断面运输顺槽的实际生产地质条件，基于围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素，提出四种可选方案，应用FLAC3D数值模拟计算四种方案，根据模拟效果初步确定支护方案，最后通过现场实测判断围岩的稳定性，验证设计方案的合理性和可靠性。
随着高产高效综采工作面机械化程度的提高，工作面的开采强度与产量大幅度增加，为满足通风、运输、大型设备的安装等要求，必须开掘大断面巷道。随之而来的是巷道支护难度的加大和对支护技术的挑战。大量的研究和实践表明，煤矿巷道在开挖以后，会在巷道围岩形成应力集中，当巷道跨度增加以后，应力集中程度会急剧增加，从而使控制巷道稳定的难度增加，尤其是复杂地质条件巷道更易于发生跨冒事故，从而影响煤矿的安全生产[1-6]。
本文结合利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽的实际生产地质条件，基于地质力学条件和数值模拟初步提出锚杆支护方案，通过现在实测顶底板、两帮移近量和顶板离层量验证支护方案的合理性。
1生产地质条件
试验巷道是神华乌海能源公司利民煤矿Ⅱ011603工作面大断面运输顺槽，布置在16#煤层中，沿顶板掘进。16#煤层厚度3.34-8.67m，平均7.2m，煤层倾角3-12°，平均6°。16#煤层结构复杂，含夹矸1～8层，一般3～4层，夹矸岩性为灰黑色泥岩、炭质泥岩。顶板岩性灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，局部为粉砂岩、细粒砂岩；底板岩性以细粒砂岩为主，局部为砂质泥岩。
16#煤层破坏载荷24KN，抗压强度12.5MPa，直接顶岩性砂质泥岩，破坏载荷38KN，抗压强度20MPa，、老顶岩性为细粒砂岩（破坏载荷92KN，抗压强度50MPa）和砂质泥岩（破坏载荷26KN，抗压强度14MPa）。煤层顶底板岩石的力学强度中等，以半坚硬岩石为主，稳固性中等。
试验巷道断面为矩形，宽5.6m，高4.0m，断面面积为22.4m2。
2基于地质力学条件和三维数值计算的锚杆支护设计
2.1基于地质力学条件确定锚杆支护方案
根据16#煤层生产地质条件和Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩力学性质、断面尺寸和采动影响等因素。
2.2基于三维数值模拟计算确定支护方案
三维计算模型的长、宽、高分别设置为120米、100米和100米。模型共划分89960个六面体单元，生成网格节点95530个。
四个方案从巷道开挖并达到稳定期后，围岩变形规律进行模拟对比，其结果如下：
方案一：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到70mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量18mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为26mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部5m处水平位移只有5.5mm。
方案二：巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量能达到55mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量13mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为20mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3.5m处水平位移只有4mm。
方案三：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为20mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量10mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为15mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部3m处水平位移只有2.5mm。
方案四：巷道开挖并达到掘进稳定期后，巷道顶板中部的下沉量最大，最大下沉量为14mm，往顶板深部下沉量逐渐减小，巷道两帮从上到下下沉量逐渐减少，巷道两帮的最大位移量8mm；而在两巷道底板中部均发生底鼓，位移量为12mm；水平位移均集中在两巷的上帮，往围岩深部水平位移逐渐减少，到上帮围岩深部2m处水平位移只有2mm。
对比以上的模拟结果可以看出：方案一和方案二巷道垂直和水平位移量较大，不能满足巷道支护的要求，故不予采纳。虽然方案四巷道垂直和水平位移量比方案三小，但二者相差不大，综合考虑巷道掘进速度和经济因素，决定选择方案三。
3围岩稳定性的实测研究
为了观测巷道在掘巷期间围岩活动规律，考察锚杆支护巷道围岩变形的控制效果，研究支护参数的合理性，在正在掘进的试验巷道中设置相应的测站，对顶底板和两帮移近量和顶板离量进行观测。
3.1顶底板和两帮移近量监测结果
巷道施工期间，在770-800m范围内布置测点，对顶底板和两帮累计移近量进行了观测。巷道掘进期间顶底板最大移近量为5.4mm，两帮移近量的最大为5.6mm。由此可知，支护参数选择合理，支护效果良好，采用该支护方案能很好控制围岩变形，为巷道掘进提供了安全保障。表2为顶底板移近量，表3为两帮移近量。
3.2顶板离层量的监测结果
利用顶板离层仪对Ⅱ011603工作面运输巷道顶板离层动情况进行了动态监测。每个测孔布置两个测点。其中深基点略高于锚索锚固端点，浅基点略高于锚杆锚固点。由监测结果可知，锚杆锚固范围内没有发生离层现象，表明设计参数和支护质量满足要求。表4为顶板离层量部分监测数据。
4结语
（1）基于地质力学条件和数值模拟对利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽进行锚杆支护设计，最终确定其支护方案为：顶板锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用Φ20mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆；顶板锚索间排距为2400mm×4000mm，使用Φ17.8mm×5200mm的钢绞线；帮锚杆间排距为1000mm×1000mm，使用Φ20mm×2000mm玻璃钢锚杆。
（2）通过现场对顶底板和两帮移近量，以及顶板离层量监测表明，利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽围岩是稳定的，所设计的锚杆支护方案是合理可靠的。
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