深井高預應力底抽巷支護設計優化研究

辛曉東，王 榮

(潞安礦業集團公司 安監局，山西 長治 046204)

1 工程背景及研究意義

1.1 工程背景

1.2 巷道基本地質情況

3301回風底抽巷位于3號煤層下方，巷道頂板距離煤層底板10～12 m，煤層走向為東-西，傾向東高西低。煤層直接底為泥巖，直接頂為砂質泥巖。煤層層理穩定，節理不發育,見圖1。根據地測科提供的地質資料情況推測：巷道掘進過程中可能會受到SX及SB背斜及其次生構造的影響,在影響范圍內巷道幫部巖性可能會發生變化。

圖1 3號煤底板柱狀

1.3 巷道原支護設計

巷道頂板布置9根錨桿沿巷道中心對稱布置，間排距為800 mm×1 200 mm，錨桿直徑22 mm,長度2 400 mm；兩幫分別布置1根錨桿，排距1 200 mm，錨桿長度2 400 mm；錨索頂板布置3根沿巷道中心對稱布置，錨索直徑為22 mm，間排距為1 600 mm×1 200 mm，長度為7 300 mm。

該支護設計從理論上計算能滿足安全支護要求，但是缺點是支護效率太低，影響巷道掘進效率，有必要進行進一步優化。

2 巷道支護方案數值模擬

FLAC3D數值計算模型根據李村煤礦底抽巷地質綜合柱狀圖建立。底抽巷位于3號煤以下，于巖層中掘進，總體屬于屬于巖巷，但巷道幫部有少量4號煤。巷道斷面形狀為直墻半圓拱形，巷道掘進寬度為4.5 m，掘進高度為3.5 m。模型建立走向長度為10 m，傾向長度為30 m，垂直高度為30 m。該模型四周邊界約束為水平方向位移，下邊界約束為垂直方向的位移，上邊界為應力邊界，模型上邊界施加垂直方向載荷，載荷大小為模型上覆巖自重。

巷道原支護方案為頂板布置9根錨桿長度為2 400 mm的，3根錨索長度為7 300 mm，兩幫分別布置1根錨桿長度為2 400 mm；巷道新支護方案為頂板布置7根錨桿長度為2 400 mm，2根錨索長度為5 300 mm，兩幫分別布置1根錨索長度為2 400 mm。巷道圍巖基本計算參數見表1。

表1 巷道圍巖基本計算參數

2.1 巷道支護數值模擬方案

通過無支護、原支護及新支護三種支護工況的模擬，得到圍巖應變及應力情況，進而對比評價不同支護方案對圍巖的控制效果。

2.1.1 新支護方案

巷道頂板布置7根錨桿沿巷道中心對稱布置，間排距為1 000 mm×1 200 mm，錨桿直徑22 mm,長度2 400 mm；兩幫分別布置1根錨桿，排距1 200 mm，錨桿長度2 400 mm；錨索頂板布置2根，沿巷道中心202布置，錨索直徑為22 mm，間排距為1 800 mm×2 400 mm，長度為5 300 mm。

根據原支護方案和新支護方案以及所有的地質資料進行建模，建模結果如圖2、圖3所示。

其次，一些無法量化的考查，比如學生座談會的語言性反映以及日常教學中出現的一些小違規，比較難處理，常常不了了之。

圖2 原支護方案錨桿錨索支護結構

圖3 新支護方案錨桿錨索支護結構

2.1.2 數值模擬結果

1) 垂直位移。圖4、圖5分別為巷道原支護方案、新支護方案垂直位移分布圖。

圖4 原支護方案垂直位移分布

圖5 新支護方案垂直位移分布

從巷道模擬開挖后的垂直位移量來看，兩種支護方式最大位移量相差較小，最大垂直位移量分別為3.638 cm和4.991 cm，基本與現場巷道變形情況相符合，且比較得出新支護方案位移量略大于原支護方案，但仍在允許范圍內。

2) 水平位移。圖6、圖7分別為道原支護方案、新支護方案水平位移分布圖。

圖6 原支護方案水平位移分布

圖7 新支護方案水平位移分布

從巷道模擬開挖后的水平位移量來看，兩種支護方式最大位移量相差較小，最大水平位移量分別為1.646 cm和1.100 cm，水平位移分量相差較小。

3) 垂直應力。圖8、圖9巷道新支護方案、原支護方案垂直應力分布圖。

圖8 新支護方案垂直應力分布

圖9 原支護方案垂直應力分布

從巷道模擬開挖后的垂直應力分布來看，兩種支護方式圍巖模擬條件下，頂、底板所受到的最大應力相差較小。

4) 塑性區。圖10、圖11分別為巷道原支護方案、新支護方案塑性區分布圖。

圖10 原支護方案塑性區

圖11 新支護方案塑性區

從巷道模擬開挖后的塑性區分布來看，兩種支護方式塑性區較小，在模擬范圍內未發生剪切或拉壓破壞的巖層。

2.2 數值模擬結果對比分析

為方便對原支護方案、新支護方案效果進行分析，分別對原支護方案、新支護方案和不支護方案進行模擬，并設立具有代表性的點進行位移監測，結果如圖12、圖13、圖14、圖15所示。

圖12 距離頂板中心不同距離位置位移量對比

圖13 距離右幫0.6 m高處不同距離位置位移量對比

圖14 距離左幫0.6 m高處不同距離位置位移量對比

圖15 距離底板中心不同距離位置位移量對比

由以上位移量對比圖可以看出，在無支護情況下，頂板和底板會發生較大的豎直位移量。而采用原支護方案和新支護方案后，巷道的變形量均得到有效的控制。對比采用原支護方案和新支護方案支護后的圍巖變形量控制效果可以發現，原支護方案、新支護方案頂板最大下沉量分別為16.11 cm、16.59 cm，兩幫最大位移量分別為9.07 cm、9.26 m，圍巖變形量控制效果相差不大。總結以上可以看出，原方案和新方案下圍巖的應力場分布、塑性區擴展及圍巖變形量均相差不多，兩種支護方案均能有效控制頂板和兩幫的圍巖變形，因此從經濟上考慮選擇采用新方案進行支護。

3 結 語

對3301回風底抽巷支護設計進行了合理優化。首先利用現場鉆孔探測等方式，通過對李村煤礦3301回風底抽巷圍巖地質情況分析，基于深部巷道圍巖分類體系，合理的對不同圍巖特征巷道進行了分類。然后針對穩定性不同的巷道通過理論計算和FLAC3D數值模擬，最后選擇該巷道進行工業性試驗，并進行現場監測，取得相應支護方式下圍巖變形及錨桿、錨索受力等相關數據，經過經濟性比較，確定優化的支護設計方案。

運用FLAC3D數值模擬軟件，對設計支護方案進行模擬研究，結果表明：新型支護方案對巷道頂底板、兩幫的應力值大小及巷道位移量影響很小。不同支護方案對巷道底板的位移量變化影響較小，新型設計支護方案對比原支護方案圍巖控制效果相近，成本較低。