過斷層地質(zhì)構(gòu)造帶煤巷支護優(yōu)化

單忠豪 李兆龍 劉 哲

(中國礦業(yè)大學(xué)(北京)力學(xué)與建筑工程學(xué)院，北京 100083)

1 工程概況

汾西礦業(yè)集團高陽煤礦所采的三采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，多見斷層。斷層構(gòu)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(yè)的經(jīng)濟效益。本文以高陽煤礦三采區(qū)某回采巷道過斷層帶為研究背景，對過斷層地質(zhì)構(gòu)造帶煤巷支護方案進行了優(yōu)化設(shè)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(gòu)造區(qū)，產(chǎn)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?guī)r，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(xì)粒砂巖。煤層頂?shù)装鍘r性特征如表1所示。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

高陽煤礦三采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，陷落柱發(fā)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(jù)煤層柱狀圖和頂?shù)装鍘r性可知，此段巷道兩幫和頂板多為泥巖。地質(zhì)剖面圖如圖1所示。

2 巷道支護現(xiàn)狀

2.1 原支護參數(shù)

巷道在過斷層區(qū)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φ20×2 200 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φ20×2 200 mm的螺紋鋼錨桿及φ16×1 800 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φ17.8×6 300 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(shè)φ6×2 000 mm×1 000 mm的鋼筋網(wǎng)。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(xiàn)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(wěn)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(xiàn)場調(diào)查發(fā)現(xiàn)，在現(xiàn)有支護中，巷道過斷層段支護較為密集，頂板錨桿、錨索數(shù)量較多且間距、排距較小，從現(xiàn)場情況來看，圍巖中泥巖居多，巖性較為穩(wěn)定，現(xiàn)有支護布置方式過于保守。支護過多不僅增加了鉆孔數(shù)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(rèn)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(yīng)在嚴(yán)格按照規(guī)范保證巷道安全穩(wěn)定的前提下，合理經(jīng)濟地實現(xiàn)支護最優(yōu)化。

3 支護方案優(yōu)化設(shè)計

該回采巷道服務(wù)年限為1年～2年，通過圍巖力學(xué)參數(shù)實驗和鉆孔窺視實驗，確定高陽煤礦三采區(qū)的圍巖力學(xué)參數(shù)、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(jù)進行理論計算與方案設(shè)計。

3.1 支護參數(shù)理論計算

本研究采用錨桿、錨索聯(lián)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(shù)進行了理論計算，具體計算過程如下。

3.1.1頂錨桿參數(shù)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(wěn)定性系數(shù)，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(shù)計算

根據(jù)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(shù)；[σa]為單根錨索極限破斷力，取355 kN；k為安全系數(shù)，取1.2；h為錨桿所懸吊的不穩(wěn)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(shù)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(dāng)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(shè)計長度應(yīng)不小于1.93 m，幫錨桿長度應(yīng)不小于1.67 m，當(dāng)取頂錨桿與幫錨桿長度均為2.2 m時，錨桿間排距應(yīng)不大于1.1 m，直徑不小于20.0 mm；頂板錨索長度應(yīng)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(yīng)不大于1.68 m；錨索每排三根布置時，排距應(yīng)不大于2.52 m。

3.2 支護方案設(shè)計

根據(jù)上述支護參數(shù)理論計算結(jié)果，本文優(yōu)化支護方案如下：

拱形頂板采用φ20×2 200 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φ20×2 200 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φ17.8×6 300 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(shè)φ6×2 000 mm×1 000 mm的鋼筋網(wǎng)。巷道施工完畢后，噴漿50 mm厚，噴漿緊跟工作面。優(yōu)化方案支護布置如圖3所示。

優(yōu)化支護方案不僅節(jié)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(yù)應(yīng)力之后，錨桿與錨索之間的有效壓應(yīng)力區(qū)可相互連接、重疊，實現(xiàn)預(yù)應(yīng)力的均勻擴散，產(chǎn)生聯(lián)合支護效果，控制錨固區(qū)圍巖的離層、滑動、裂隙張開、新裂紋產(chǎn)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(qū)圍巖強度的降低，以充分發(fā)揮其自承能力，保證巷道的安全穩(wěn)定。

4 數(shù)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(yōu)化支護方案分別進行了數(shù)值模擬，分析對比了兩種方案下的巷道變形，為優(yōu)化支護方案的實施應(yīng)用提供充分的理論依據(jù)，以確保優(yōu)化支護方案的可行性，保證生產(chǎn)工作的安全性。

根據(jù)高陽煤礦巷道工作面巖層綜合柱狀圖和已有的巖層力學(xué)性質(zhì)等資料，所選取巖層力學(xué)、物理參數(shù)如表2所示。

表2 巖層力學(xué)、物理參數(shù)

考慮煤巖體中的層理、節(jié)理和裂隙對其參數(shù)的影響，在計算中對煤和巖石的強度參數(shù)分別考慮0.7和0.8的裂隙影響系數(shù)。

計算模型寬度取30 m、高度取30 m、進深均取10 m。網(wǎng)格按巖層分區(qū)劃分，并且為不均勻劃分。坐標(biāo)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(yīng)力，模型四側(cè)面限制節(jié)點水平位移，模型下表面固定。采用程序內(nèi)嵌的結(jié)構(gòu)單元模擬各種支護構(gòu)件。模型劃分見圖4。

4.2 數(shù)值計算結(jié)果

巷道圍巖變形大小可以體現(xiàn)巷道穩(wěn)定性，本研究主要對優(yōu)化支護前后的巷道圍巖垂直位移、水平位移及塑性屈服區(qū)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(yōu)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(yōu)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(wěn)定狀態(tài)，由此，驗證了優(yōu)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(yōu)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(qū)對比分析

圖7為巷道圍巖塑性屈服區(qū)對比圖。由圍巖塑性屈服區(qū)域計算結(jié)果可知，巷道圍巖主要以壓剪破壞為主，且優(yōu)化支護方案和原支護方案，對于控制圍巖塑性區(qū)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(yōu)化支護方案在減少支護的情況下，對圍巖塑性區(qū)控制仍有著較好效果，可保證圍巖的安全穩(wěn)定性。

5 結(jié)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(wěn)定。原支護方案中，頂板錨桿、錨索數(shù)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(wěn)定的前提下，設(shè)計了更為經(jīng)濟合理的支護方案。數(shù)值模擬結(jié)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(nèi)，優(yōu)化支護方案對于控制圍巖塑性屈服區(qū)范圍和巷道兩幫塑性屈服有著較好的效果。因此，認(rèn)為優(yōu)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(wěn)定性。