過斷層地質構造帶煤巷支護優化

　　摘 要: 高陽煤礦回采巷道過斷層期間，原支護方案支護參數過于保守，支護形式有待優化。通過理論計算，對原支護方案進行了優化設計，并通過數值模擬對巷道圍巖的垂直位移、水平位移及塑性屈服區范圍進行了計算，結果顯示與原方案相比，優化方案的垂直位移、水平位移變化很小，均處于安全范圍內，且優化方案對巷道圍巖塑性屈服區范圍控制效果較好。由此可見，優化支護方案在保證巷道安全穩定的前提下，可節約支護成本，提高掘進效率。

　　本文源自山西建筑 發表時間：2021-02-25 《山西建筑》(旬刊)創刊于1975年，由山西省住房和城鄉建設廳主管，山西省建筑科學研究院主辦，面向國內外公開發行，是山西省建設行業唯一的一份國家級刊物，山西省一級期刊。雜志社設有編輯部、廣告部、發行部和排版中心，共有采編40余人，主編1人，副主編3人，責任編輯6人，編輯30余人。

　　關鍵詞: 煤礦巷道，斷層構造，支護優化，數值模擬

　　1 工程概況

　　汾西礦業集團高陽煤礦所采的三采區地質構造復雜，多見斷層。斷層構造不僅對巷道支護造成了較大的困難，而且降低了巷道的掘進效率、影響了企業的經濟效益。本文以高陽煤礦三采區某回采巷道過斷層帶為研究背景，對過斷層地質構造帶煤巷支護方案進行了優化設計。

　　該回采巷道埋深約 400 m，開采太原組 9-10-11 號煤，煤層總厚度平均約為 7. 22 m。煤層總體為一單斜構造區，產狀為走向北東，傾向南東，傾角最大 13°，最小 2°，平均 5°。開采煤層直接頂為 3. 63 m 左右的砂巖，老頂為 6. 16 m 左右的灰巖，直接底為 2. 60 m 左右的灰黑色砂泥巖，老底為 2. 69 m 左右的灰色細粒砂巖。煤層頂底板巖性特征如表 1 所示。

　　高陽煤礦三采區地質構造復雜，陷落柱發育，多見斷層。該回采巷道在掘進期間揭露一條落差為 H = 3 m，傾向 45°的正斷層，巷道由斷層上盤向斷層下盤穿越，根據煤層柱狀圖和頂底板巖性可知，此段巷道兩幫和頂板多為泥巖。地質剖面圖如圖 1 所示。

　　2 巷道支護現狀

　　2. 1 原支護參數

　　巷道在過斷層區間采用三心拱斷面，巷道寬 5 100 mm，拱高 1 900 mm，墻高 1 500 mm，巷道高度為 3 400 mm，斷面面積約 15 m2 。

　　頂板采用 20 × 2 200 mm 的螺紋鋼錨桿，“七·七”放射型布置，錨桿間距為 900 mm，排距 1 000 mm，巷道兩幫分別采用 20 × 2 200 mm 的螺紋鋼錨桿及 16 × 1 800 mm 的金屬圓鋼錨桿進行支護，“二·二”矩形布置，錨桿間距為 900 mm，排距 1 000 mm，頂、幫每根錨桿均配套使用一塊長 × 寬 × 厚 = 400 mm × 300 mm × 3 mm 的鋼帶托塊; 頂板錨索采用 17. 8 × 6 300 mm 的鋼絞線，間距 2 000 mm，排距 2 000 mm，“三·三”矩形布置，每根錨索使用一塊長 × 寬 × 厚 = 300 mm × 300 mm × 14 mm 的錨索托板及 90 mm × 90 mm × 10 mm 的墊片; 頂、幫均鋪設 6 × 2 000 mm × 1 000 mm 的鋼筋網。巷道施工完畢后，噴漿 50 mm 厚，噴漿緊跟工作面。支護布置如圖 2 所示。

　　2. 2 支護現狀及理論分析

　　高陽煤礦過斷層段巷道屬較大斷面泥巖層巷道，圍巖兩幫與頂板多為泥巖，圍巖較為穩定; 支護成本高、效率低，支護過多將降低圍巖的自承能力并影響工程進展。

　　現場調查發現，在現有支護中，巷道過斷層段支護較為密集，頂板錨桿、錨索數量較多且間距、排距較小，從現場情況來看，圍巖中泥巖居多，巖性較為穩定，現有支護布置方式過于保守。支護過多不僅增加了鉆孔數量，影響巷道掘進效率，而且也會對完整性較好的圍巖造成破壞，降低圍巖的自承能力。分析認為，原有的支護布置過于密集，對圍巖造成了一定程度的破壞，而且會增加支護成本，影響工程進度。所以應在嚴格按照規范保證巷道安全穩定的前提下，合理經濟地實現支護最優化。

　　3 支護方案優化設計

　　該回采巷道服務年限為 1 年 ～ 2 年，通過圍巖力學參數實驗和鉆孔窺視實驗，確定高陽煤礦三采區的圍巖力學參數、過斷層巷道頂部及幫部圍巖巖性及其破碎情況，并以此為依據進行理論計算與方案設計。

　　3. 1 支護參數理論計算

　　本研究采用錨桿、錨索聯合支護方式，利用加固拱理論和懸吊理論對巷道錨桿、錨索支護參數進行了理論計算，具體計算過程如下。

　　3. 1. 1 頂錨桿參數計算

　　頂錨桿長度 L 通過式( 1) 確定: L = N( 1. 1 + B/10) ( 1) 其中，N 為圍巖穩定性系數，此處按Ⅴ類圍巖情況取 1. 2; B 為巷道跨度，取 5. 1 m。頂錨桿長度 L: L = 1. 93 m。

　　3. 1. 2 頂錨索參數計算

　　根據錨索懸吊理論，錨索長度 Ld 由式( 2) 確定: Ld≥La + Lb + Lc ( 2) 其中，La 為錨索外露長度，取 0. 3 m; Lb 為錨索的有效長度，取 3. 0 m; Lc 為錨索的錨固長度，取 2. 4 m。錨索長度 Ld : Ld≥5. 7 m。錨桿間排距 Sa 由式( 3) 確定: Sa≤n[σa ]/( k × h × B × γ) ( 3)

　　其中，n 為每排錨索數; [σa]為單根錨索極限破斷力，取 355 kN; k 為安全系數，取 1. 2; h 為錨桿所懸吊的不穩定巖層厚度，取 3. 0 m; B 為巷道跨度，取 5. 1 m; γ 為上覆巖層平均容重，取 23 kN/m3 。

　　每排布置兩根錨索時，得: Sa≤1. 68 m; 每排布置三根錨索時，得: Sa≤2. 52 m。

　　3. 1. 3 幫錨桿參數計算

　　幫錨桿長度 H 由兩幫的最大片幫深度確定: H = Mtanβ ( 4) 其中，M 為巷道高度，取 3. 2 m; β 為剪切滑移面與煤壁的夾角，取 27. 5°。幫錨桿長度 H: H = 1. 67 m。

　　當取頂錨桿及幫錨桿長度均為 2. 2 m 時，錨桿直徑 d≥L /110 = 20. 0 mm; 錨桿間排距 a≤0. 5L = 1. 1 m。

　　綜上所述，通過理論計算得到巷道頂錨桿設計長度應不小于 1. 93 m，幫錨桿長度應不小于 1. 67 m，當取頂錨桿與幫錨 桿 長 度 均 為 2. 2 m 時，錨 桿 間 排 距 應 不 大 于 1. 1 m，直徑 不 小 于 20. 0 mm; 頂 板 錨 索 長 度 應 不 小 于 5. 7 m，在巷道寬度為 5. 1 m 條件下，錨索每排兩根布置時，排距應不大于 1. 68 m; 錨索每排三根布置時，排距應不大于 2. 52 m。

　　3. 2 支護方案設計

　　根據上述支護參數理論計算結果，本文優化支護方案如下:

　　拱形頂板采用 20 × 2 200 mm 的螺紋鋼錨桿，“六· 六”放射型布置，錨桿間距為 1 100 mm，排距為 1 000 mm; 兩幫均采用 20 × 2 200 mm 的螺紋鋼錨桿支護“二·二” 布置，間距 900 mm，排距 1 000 mm，頂、幫每根錨桿均配套使用一塊長 × 寬 × 厚 = 300 mm × 400 mm × 3 mm 的鋼帶托塊; 頂板 錨 索 采 用 17. 8 × 6 300 mm 的 鋼 絞 線，間 距 2 000 mm，排距 1 000 mm，“二·一·二”三花布置，每根錨索配套使用一塊長 × 寬 × 厚 = 300 mm × 300 mm × 14 mm 的錨索托板及 90 mm × 90 mm × 10 mm 的墊片; 頂、幫均要求鋪設 6 × 2 000 mm × 1 000 mm 的鋼筋網。巷道施工完畢后，噴漿50 mm 厚，噴漿緊跟工作面。優化方案支護布置如圖 3 所示。

　　優化支護方案不僅節約了支護成本、提高了巷道掘進效率，而且采用頂錨桿“六 · 六”放射型布置與頂錨索 “二·一·二”三花布置，使得布置形式更為合理。施加預應力之后，錨桿與錨索之間的有效壓應力區可相互連接、重疊，實現預應力的均勻擴散，產生聯合支護效果，控制錨固區圍巖的離層、滑動、裂隙張開、新裂紋產生等擴容變形與破壞，較大限度地保持圍巖的完整性，減小錨固區圍巖強度的降低，以充分發揮其自承能力，保證巷道的安全穩定。

　　4 數值模擬計算

　　4. 1 建立模型

　　本研究運用 FLAC3D 軟件對原支護方案和優化支護方案分別進行了數值模擬，分析對比了兩種方案下的巷道變形，為優化支護方案的實施應用提供充分的理論依據，以確保優化支護方案的可行性，保證生產工作的安全性。

　　根據高陽煤礦巷道工作面巖層綜合柱狀圖和已有的巖層力學性質等資料，所選取巖層力學、物理參數如表 2 所示。

　　考慮煤巖體中的層理、節理和裂隙對其參數的影響，在計算中對煤和巖石的強度參數分別考慮 0. 7 和 0. 8 的裂隙影響系數。

　　計算模型寬度取 30 m、高度取 30 m、進深均取 10 m。網格按巖層分區劃分，并且為不均勻劃分。坐標原點取在巷道中心位置，z 軸取重力方向，x 軸取巷道寬度方向，y 軸指向進深。采用位移邊界條件，模型的上表面施加均勻的垂直壓應力，模型四側面限制節點水平位移，模型下表面固定。采用程序內嵌的結構單元模擬各種支護構件。模型劃分見圖 4。

　　4. 2 數值計算結果

　　巷道圍巖變形大小可以體現巷道穩定性，本研究主要對優化支護前后的巷道圍巖垂直位移、水平位移及塑性屈服區進行對比分析。

　　4. 2. 1 巷道圍巖垂直位移對比分析

　　圖 5 為巷道圍巖垂直位移對比圖。由圖 5 可知，原支護方案最大頂板下沉量為 10. 93 mm，底鼓量為 7. 42 mm; 優化支護方案最大頂板下沉量為 11. 80 mm，底鼓量為 6. 83 mm。所以，優化方案與原支護方案相比，在減去支護材料的條件下，頂板下沉量有少許增加，但依然能夠保證圍巖處在安全穩定狀態，由此，驗證了優化支護方案對頂板支護的可行性。

　　4. 2. 2 巷道圍巖水平位移對比分析

　　圖 6 為巷道圍巖水平位移對比圖。由圖 6 可知，原支護方案兩幫移近量 12. 47 mm，優化支護方案兩幫移近量 12. 40 mm。所以，兩種方案均可有效控制幫部圍巖變形。

　　4. 2. 3 巷道圍巖塑性屈服區對比分析

　　圖 7 為巷道圍巖塑性屈服區對比圖。由圍巖塑性屈服區域計算結果可知，巷道圍巖主要以壓剪破壞為主，且優化支護方案和原支護方案，對于控制圍巖塑性區范圍和巷道兩幫塑性屈服都有著較好的作用，由此可以看出優化支護方案在減少支護的情況下，對圍巖塑性區控制仍有著較好效果，可保證圍巖的安全穩定性。

　　5 結語

　　高陽煤礦回采巷道在掘進過斷層期間，頂板和兩幫多為泥巖，圍巖巖性較為穩定。原支護方案中，頂板錨桿、錨索數量較多、間排距較小，支護方案過于保守。本文通過理論計算，在保證巷道安全穩定的前提下，設計了更為經濟合理的支護方案。數值模擬結果顯示，在減少支護成本的條件下，巷道圍巖的垂直位移、水平位移與原支護方案相比變化很小，均在安全范圍內，優化支護方案對于控制圍巖塑性屈服區范圍和巷道兩幫塑性屈服有著較好的效果。因此，認為優化支護方案與原支護方案相比，在降低支護成本、提高支護掘進速度的同時，可保證巷道在掘進過程中的安全穩定性。