根据本工作面的回采需要，煤帮和顶、底板预留变形量100mm，锚杆外露100mm，运输巷的掘进跨度为4.2m、中高为2.8m。
据顶板工程地质条件，2～3m内的直接顶易冒落，一般锚杆处于冒落范围以内，只用锚杆支护顶板难以保证稳定。锚索长度较大，可锚固于老顶上，实现将支护载荷传递至深部稳定岩层的目的。顶板表面铺金属网和梯子梁可改善岩层的完整性和韧性，控制锚杆之间岩石块体的冒落。因此顶板采用锚网索梁联合支护。
两帮布置的锚杆与板裂化裂缝垂直，可阻碍裂缝的形成和扩展，控制板裂化现象的发生、发展，维护两帮稳定。
9.4.2.1 顶板锚杆支护离散元模拟
1.力学模型
数值模拟目的是对锚杆支护碎裂结构的稳定性和变形、破坏机理开展研究，为选择合理的支护形式提供依据。因此，直接顶是主要研究对象，对老顶、煤帮及底板则作简化处理。模型几何尺寸为12×15m，巷道高度为2m，跨度为4.2m，底板总厚度1m，两帮和底板不做进一步地块体划分。直接顶总厚度6m，为碎裂结构岩体，总体分为两层，近顶板表面4m为第一层，其上2m为第二层，第一层分为13个分层，节理为对缝布置，第二层分为7个分层，节理错缝布置。老顶总厚度6m，分为6层。
施加锚杆和锚索联合支护的模型见图9.19所示。顶板锚杆长度为2.4m，直径为20mm，材质为20MnSi钢，间距为0.9m。锚索采用高强度的预应力钢绞线，直径为15.24mm，全长为7m，锚固在老顶内1m深处，锚索间距为0.9m。图9.19中去掉锚索，即为仅施加锚杆支护的模型。
图9.19 锚杆支护力学模型
模型底部为固定边界，两侧及上部施加载荷。模拟埋深为500m，侧压力系数为1。围岩力学性质见表9.8。
表9.8 模型材料和节理力学特性
2.模拟结果
无支护、锚杆支护、锚杆锚索联合支护顶板冒落形态分别见图9.20，图9.21，图9.22所示。
图9.20 无支护模型顶板冒落形态
图9.21 锚杆支护模型顶板冒落形态
图9.22 锚杆、锚索联合支护顶板冒落形态
图9.20表明不施加锚杆支护时直接顶冒落高度达到4m，说明顶板围岩不能自稳，施加工字钢棚式支架时即是此种失稳形式。冒落高度达到4m时，冒落岩石作用在工字钢支架顶梁的载荷集度可达到100kN/m，顶梁必然发生显著下沉。图9.21表明施加锚杆支护后冒落高度为2.5m，由于锚杆长度为2.4m，没有穿过破碎顶板进入稳定的顶板层，因此中部锚杆与岩石块体一起冒落。角锚杆锚固于煤帮上部的直接顶中，受煤体支撑作用，该部位的直接顶处于稳定状态，因此角锚杆保持稳定，使得顶板冒落成拱形，冒落范围较不施加锚杆支护时有所减小，这也说明煤体稳定对于顶板稳定具有重要意义。图9.22为施加锚索支护后锚杆间的岩石块体冒落形态，局部掉块高度最大为0.6m，由于锚索穿过不稳定的直接顶锚固于稳定的顶板层位，保证了顶板中部整体稳定，并与角锚杆协同作用使得顶板总体上处于稳定状态。受离散元软件功能的限制，在建立离散元分析模型时顶板表面没有施加模拟钢带等护表材料的杆单元，这是导致局部掉块的原因，这说明在煤巷顶板锚杆支护技术中，施加钢带、钢筋梁、金属网等护表材料对于维护顶板稳定具有重要作用。
9.4.2.2 顶板锚杆设计
1.锚索长度
选用锚索为低松弛级φ15.24mm，强度级别为1860MPa的钢绞线。钢绞线由7根φ5mm的钢丝组成，屈服载荷为221.5kN，破坏载荷为260.7kN。
锚索长度由下式计算：
l=l1+l2+l3式中：l1为锚索外露长度，取0.3m;l2为锚索自由段长度，根据地质条件，顶板直接顶厚度为6.0m，老顶作为锚索的锚固点，锚索自由段长度按6.0m计算；l3锚索锚固长度，根据国内外成功经验，取1.5m，代入上式计算得l=7.8m，取锚索长度为8.0m。根据锚索锚固长度，每根锚索配备1个CK2335和5个Z2335型树脂药卷，托板为400mm×400mm的钢板。
2.锚杆长度
角锚杆要向外倾斜，与水平面夹角为α，借鉴拉杆支架角锚杆倾角优化研究成果取α=60°。
锚杆长度按下式计算：
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
式中：l为锚杆长度；s为巷道跨度，为4.2m；η为锚杆外露长度，取为0.1m，代入上式得：
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
取锚杆长度为2.4m。
3.锚杆间排距
锚杆间排距用下式计算：
a=b=（1/2～1/3）l
式中：a、b为锚杆间排距；l为锚杆长度，计算得a=b=0.8～1.2m，取0.8m。
4.锚杆直径
潜在冒落区岩石重量由锚杆和锚索共同承担，因此锚杆直径与锚索间排距有关。按每排布置2根锚索，考虑到锚杆的布置，取锚索排距为2.4m，锚索距相临煤帮1.2m。锚杆直径由下式计算：
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
式中：k——安全系数，取k=1.7；
α——角锚杆倾角，α＝60°；
γ——不稳定岩层平均容重，取25kN/m3;
[σ]——锚杆的屈服强度，选用20MnSi螺纹钢锚杆，[σ]为340MPa;
Gm——锚索承担不稳定岩层重量，Gm=nGb/B,n、G、b、B分别为每排锚索根数、锚索屈服载荷、锚杆排距、锚索排距，Gm=2×221.5×0.8/2.4=148kN;
h——不稳定岩层厚度，根据地质调查结果巷道冒落高度为3m，取h=3m。
将各值代入式（9.4）得：
d=19.2mm。选用φ20mm的螺纹钢锚杆。
每根锚杆配备1卷CK2335型和2卷Z2335型树脂药卷锚固剂，φ120铸钢托盘。
5.钢带、钢筋梁
从上述分析中可见，钢带、钢筋梁等护表材料在煤巷顶板支护中起着重要作用，其支护作用可简化为图9.23所示的力学模型，模型中的支点表示锚杆对钢带、钢筋梁的固定作用，模型跨度为锚杆的间距，并将锚杆间冒落的岩石块体的自重简化为均布载荷q，在均布载荷作用下钢带或钢筋梁发生下沉。从工程实践看，钢带或钢筋梁下沉的位移较大，一般大于钢带的截面高度或钢筋梁的直径。下沉后钢带、钢筋梁形态如图9.24（a）所示，取跨度l的二分之一作受力分析，如图9.24（b）所示，图中T为钢带、钢筋梁的拉力，δ为下沉位移。对A点作弯矩平衡分析可建立如下平衡方程：
图9.23 钢带、钢筋梁力学模型
图9.24 钢带、钢筋梁平衡分析
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
推导得：
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
取T为钢带或钢筋梁的屈服载荷。以宽度为250mm的钢带为例，T为83.5kN，根据工程实践取a=0.8m。根据离散元模拟结果（图9.22），均布载荷q按冒落岩块高度为0.6m计算：
基于岩体结构分析的煤巷锚杆支护技术
式中：h为冒落高度，为0.6m；γ为容重，取为25kN/m3;b为锚杆排距，根据工程实践取为0.8m，则q计算为12kN/m。将q和T值代入（9.5）式，计算得δ为14.55mm。
上述计算表明，钢带下沉达到14.55mm，钢带受力达到屈服载荷时可承担0.6m高度的冒落岩石重量。钢带进入屈服后如果冒落高度更大，钢带受力保持屈服载荷不变，可发生更大的伸长，导致钢带下沉量增大，即δ值增大至式（9.5）的计算结果，实现钢带与冒落岩石的整体平衡。
9.4.2.3 煤帮锚杆设计
根据经验，选用直径18mm、长度2.0m的帮锚杆，材质为Q235钢，锚杆排距与顶板一致，为0.8m，下帮锚杆间距为0.8m，上帮锚杆间距为0.85m。
每根煤帮锚杆配备两卷K2835型树脂锚固剂，并配备300×300×40mm竹托板和φ120铸钢托盘各一个。巷道支护参数见图9.25所示。
图9.2 13272工作面运输巷锚杆支护参数图