圍巖松動圈理論在巷道支護設計中的應用

原明帥

(山西汾河焦煤股份有限公司 三交河煤礦， 山西 洪洞 041600)

井下巷道開挖后，破壞了原巖的應力平衡狀態，對一定深度內的圍巖產生影響，圍巖應力重新分布會出現應力集中現象，如果集中應力超過圍巖強度，圍巖將發生破壞，這一破壞發展到一定深度后會取得新的應力平衡，產生一定的松動破壞范圍，即圍巖松動圈。

董方庭等提出了松動圈支護理論[1]，其認為為保證巷道圍巖的穩定，必須對巷道進行有效的支護，控制圍巖松動圈的過度發展。結合錨噴支護機理，依松動圈的大小可將圍巖分為小松動圈(0～0.4 m)、中松動圈(0.4～1.5 m)和大松動圈(>1.5 m)3大類6個小類。因此，掌握巷道松動圈范圍的大小，對于選擇恰當的巷道支護方式與參數，確定支護強度具有重要意義。

1 巷道圍巖松動圈的測定

1.1 測試原理

松動圈測試主要采用超聲波圍巖裂隙探測儀，主要方法為單孔聲波法[2]. 聲波在煤巖體中的傳播速度與巖體受力狀態及裂隙程度有關，當圍巖裂隙(破裂縫)多時，波速相對于深部完整無裂隙(未松動破壞)巖(煤)體的波速低。此外，影響超聲波在圍巖體中傳播速度的還有圍巖體所在區域的地應力、圍巖體礦物成分、構造特性等因素。通過巖石(煤)鉆孔測出聲波縱波速度在圍巖鉆孔中的分布變化曲線或“時間-孔深”曲線，即可判定圍巖裂隙(松動)范圍。不同巖石中聲波速度不同，同種巖石隨破裂程度的增加，傳播時間越長，聲速越低。

1.2 測試方法

為了保證傳感器與孔壁的良好接觸，用水作為耦合劑，沿孔深方向每0.1 m布置一個測點，對整孔進行測試，測試參數為縱波傳播時間。巷道兩幫布置鉆孔時應當略向下扎3°～5°以便存水，當鉆孔仰斜或向上時，為保證鉆孔內注滿水，需采用封孔器。

因在測試中，需利用井下風水管路，且用水作為聲波探頭與孔壁的耦合媒介，對水的流量、壓力和水質相對要求較高，因此施工鉆孔時，必須將巖(煤)粉清理干凈。同時，為了保證孔內存滿水，且減少水流動性的干擾，注水時盡量控制水的流速。

2 工程實踐

2.1 測點布置及測試工序

三交河煤礦11-1042巷頂板為泥巖，兩幫為3.2 m厚的煤。現場測試時，在11-1042巷頂板、左幫、右幫分別布置鉆孔，因測桿(含探頭)2.6 m，故現場施工時幫部采用d43 mm的煤鉆頭，孔深2.6 m；頂板采用42 mm的合金鋼鉆頭，孔深2.6 m. 根據地質條件不同，探頭無法推進孔底時，可進行擴孔，為保證測試效果，鉆頭直徑要控制在41～45 mm.

測試工序：1) 鉆孔掃眼，清出孔中巖(煤)粉和碎石(煤)渣，保證孔壁光滑平直，使傳感器順利插入、拔出。2) 將探頭送至孔底，封孔器插入孔口并固定好。3) 注水，測桿尾端有連續水流出時，表示水已注滿。4) 測試讀數，將探頭向外逐次抽動10 mm，讀數計時。5) 檢查記錄數據，為保證數據準確，需關閉主機多次讀取數據，初步判定圍巖裂隙松動范圍。

2.2 測試結果

聲波速度可通過以下公式進行計算：

V≈l/t×106

式中：

V—聲波速度，m/s；

l—換能器之間的間距，m，取0.14；

t—測試時間，μs.

因聲波在不同煤巖體中不同力學性質的結構面上，傳播速度變化較為明顯。故通過建立“時間-孔深”或“速度-孔深”變化曲線均能測試出圍巖裂隙范圍。

11-1042巷松動圈測試結果部分圖見圖1,2,3,4，5，6.

圖1 右幫松動圈測試結果圖

圖2 右幫鉆孔0.8 m處窺視結果圖

圖3 左幫松動圈測試結果圖

圖4 左幫鉆孔1.0 m處窺視結果圖

圖5 頂板松動圈測試結果圖

圖6 頂板鉆孔1.7 m處窺視結果圖

右幫在0.8～0.9 m處，左幫在0.9～1.0 m處，聲波傳播時間急劇變短，說明波速變大，右幫破碎區在0.8～0.9 m，左幫破碎區在0.9～1.0 m. 因頂板右高左低，所以左幫承受壓力較大，故破碎程度較右幫大。

頂板在1.7～1.8 m處，聲波傳播時間急劇變小，說明波速變大，得到頂板破碎區在1.7～1.8 m.

為進一步確定巷道圍巖破碎程度及范圍，采用鉆孔窺視法對鉆孔內部結構進行窺視[3]. 窺視結果與聲波法測試結果基本一致。

通過現場測試，結合圍巖松動圈分類(具體分類見表1)可知，頂板松動圈厚度為1.7～1.8 m，屬于大松動圈Ⅳ類圍巖(軟巖)；兩幫松動圈厚度在0.8～1.0 m，屬于中松動圈Ⅱ類圍巖。

表1 巷道支護圍巖松動圈分類表

3 支護設計

根據松動圈支護理論，按照測得的松動圈值進行支護設計。其中，頂板松動圈厚度為1.7～1.8 m，采用錨桿組合拱理論進行設計；兩幫松動圈厚度在0.8～1.0 m，采用錨桿懸吊支護理論進行設計。

3.1 支護參數選取

1) 頂板支護參數選取。

a) 錨桿間排距的確定。根據工程實踐可知，軟巖巷道支護錨桿的間排距一般不小于0.5 m，不大于0.8 m. 結合現場實際，確定錨桿間排距為0.8 m.

b) 錨桿長度的計算。根據組合拱理論可知，錨桿長度L按下式計算：

L=b+a+L2

式中：

b—組合拱厚度，m，根據組合拱理論，大松動圈Ⅳ類圍巖組合拱厚度為1.0～1.1，實取1.1；

a—錨桿間排距，m，取0.8；

L2—錨桿無效長度，m，取0.1.

通過計算，錨桿支護長度為2.0 m，實際支護時取值2.5 m.

2) 幫部支護參數選取。

a) 錨桿長度的計算。根據懸吊理論可知，錨桿長度L按下式計算：

L=L1+L2+LP

式中：

L1—錨桿外露長度，m，取0.1；

L2—錨桿錨固深度，m，一般取0.3～0.4，實取0.4；

LP—錨桿有效長度，m，不小于圍巖松動圈的厚度，實取1.0.

通過計算，錨桿支護長度為1.5 m，實際支護時取值2.0 m.

b) 錨桿間排距的確定。

當錨桿間排距相等時，可按下式計算：

式中：

a—錨桿間排距，m；

Q—錨桿錨固力，kN，現場選用d20 mm的錨桿，錨固力取105；

K—安全系數，一般取1.5～2，實取2；

γ—不穩定巖層平均重力密度， kN/m3，取30；

L2—松動圈厚度，m，取1.0；

通過計算，錨桿間排距為1.32 m，結合現場實際，支護時取值1.2 m.

3.2 支護設計

試驗巷道沿11#煤層頂板掘進，巷高4.5 m×巷寬3.2 m，巷道斷面14.4 m2. 根據松動圈探測結果，確定支護方式為：頂板支護采用錨網、錨桿、錨索、鋼帶聯合支護方式，頂錨桿選用d20 mm×2 500 mm的高強錨桿，“六·六”布置，間排距800 mm×800 mm，頂板肩角錨桿距幫250 mm；頂錨索選用d21.6 mm×7 200 mm鋼絞線，“二·二”布置，間排距1 800 mm×2 400 mm，錨索施工在兩排頂錨桿正中，頂板肩角錨索距幫1 350 mm；幫錨桿選用d20 mm×2 000 mm的高強錨桿，“三·三”布置，間排距1 200 mm×1 200 mm，第一根幫錨距頂板300 mm. 巷道斷面支護圖見圖7.

圖7 巷道斷面支護圖

4 效果監測

4.1 頂板監測

現場采用該支護后，安設頂板離層儀對頂板進行監測，巷道掘進期間，頂板未發現離層現象，說明頂板穩定。分別在幫錨桿、頂錨桿、頂錨索上安設測力計對錨桿/索受力情況進行監測，通過監測分析，巷道在掘進期間，前8 m受力變化最大，之后變化速度趨緩，在掘進50 m后錨桿、錨索受力穩定，其中幫錨桿變化值為21 kN，頂錨桿變化值為15 kN，頂錨索變化值為33 kN，均未超過屈服載荷，說明支護設計合理、可靠有效。頂板離層儀變化曲線見圖8，錨桿/索受力變化曲線見圖9.

4.2 現場反饋

通過現場觀測可知，巷道圍巖淺部局部破碎現象明顯改善，說明能夠阻止松動圈內巖石的進一步軟化，并對圍巖強度進行恢復，至少使一部分恢復到彈性狀態，以提高其殘余強度，提高巷道穩定性，提高承載能力，阻止圍巖變形。

圖8 頂板離層儀變化曲線圖

圖9 錨桿/索受力變化曲線圖

5 結 論

1) 通過聲波探測及頂板窺視，頂板松動圈厚度為1.7～1.8 m，屬于大松動圈Ⅳ類圍巖；兩幫松動圈厚度在0.8～1.0 m，屬于中松動圈Ⅲ類圍巖。

2) 根據松動圈理論，選擇了錨桿支護參數，并進行合理的支護設計。

3) 通過對支護效果進行監測，采用錨桿錨索聯合支護方式后頂板未發生離層，錨桿錨索受力變化在合理范圍之內，說明支護有效。

4) 錨桿支護能夠有效對巷道圍巖進行控制，特別是錨桿支護能夠改善淺部圍巖的破碎現象，提高完整性及承載能力。