高陽礦回采巷道過斷層支護技術優化研究

郝志軍，馮云貴，李兆龍

(1.山西汾西礦業（集團）有限責任公司， 山西 介休市 032000；2.中國礦業大學（北京） 力學與建筑工程學院， 北京 100083)

1 工程概況

汾西礦業集團高陽煤礦二采區地質構造復雜，陷落柱發育，且多見斷層。在高陽礦二采區多個回采巷道掘進過程中均出現較大范圍的陷落柱及斷層構造，對巷道支護造成了極大難度，同時大大降低了巷道的掘進效率，影響企業效益。

本文以高陽煤礦二采區某運輸巷過斷層帶為研究背景，對巷道過斷層帶的支護技術進行了優化設計。

該運輸巷服務于二采區某工作面，埋深約 300 m，開采太原組9—10—11#煤，鄰近的工作面煤層總厚度平均約為8.8 m，煤層結構為1.3（0.42）7.08，屬復雜結構煤層，該煤層煤種為瘦煤。煤層傾角最大為 11°，最小為 2°，平均為 6.5°。開采煤層直接頂為2.07 m的灰巖，老頂為6.60 m的泥巖/灰巖，質地較硬，直接底約為7.91 m的泥巖。煤層頂底板巖性見表1。

表1 煤層頂底板巖性

該運輸巷開挖至500 m處揭露1條落差H=10 m的正斷層，斷層走向與巷道掘進方向基本呈空間垂直，巷道由斷層下盤向斷層上盤穿越。地質剖面如圖1所示。

圖1 巷道過斷層地質剖面

2 巷道支護現狀

2.1 原支護參數

巷道在過斷層區間由矩形斷面變為三心拱斷面，巷寬5100 mm，拱高1600 mm，墻高1600 mm，巷道高度為3200 mm，斷面面積約15 m2。

拱頂采用Φ20 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿，每排布置7根，錨桿間距為900 mm，排距為1000 mm，每根螺紋鋼配套使用 2支樹脂藥卷；兩幫均采用Φ20 mm×2200 mm螺紋鋼錨桿支護，每排布置2根，間距900 mm，排距1000 mm；頂、幫錨桿均配套使用300 mm×400 mm×3 mm的鋼帶托塊；頂板錨索為每排布置2根，間距2000 mm，排距1000 mm。錨索采用Φ17.8 mm×4000 mm。頂、幫均鋪設鋼筋網。巷道施工完畢后，噴漿50 mm厚，噴漿緊跟工作面。

2.2 支護現狀與理論分析

現場觀察發現，該運輸巷過斷層區段巷道頂、幫、底基本為全巖，巷道圍巖多為質地堅硬的灰巖和部分泥巖，因此巷道掘進效率較低。此外巷道的頂幫收斂并不明顯，圍巖穩定性較高，但支護較為密集，支護構件間排距較小。過多的支護布置一方面增加了鉆孔長度，影響工程進展，另一方面也會對完整性較好的圍巖造成破壞，降低圍巖自身的承載能力。分析認為，原有的支護方式費時費力，過多的支護增加支護成本。

圖2 巷道過斷層支護布置（單位：mm）

調查發現，該運輸巷的圍巖穩定性較好。考慮到回采巷道服務年限一般為 1～2年，過多地浪費支護成本，耗費工時將嚴重影響企業效益。因此，以保證安全穩定性為前提，實現合理經濟的巷道支護是急需解決的問題。

3 支護方案優化設計

現階段，礦井支護絕大多數采用錨桿、錨索聯合支護的方式。采用加固拱和懸吊理論對巷道支護的基本參數進行理論計算。

通過理論計算得到巷道頂錨桿設計長度應該大于等于1.92 m，當采用Φ20 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿時，錨桿間排距小于等于 1.1 m。頂錨索長度應不小于3.4 m，每排布置1根錨索時，錨索排距應小于1.54 m。幫錨桿長度應大于1.49 m，間排距小于1.1 m。

經過圍巖力學試驗、理論計算，得到了巷道支護的初步參數。原支護方案的設計主要依靠煤層中常規巷道的支護參數，對比理論計算結果可以看出，原支護密度要明顯大于理論參數，這不僅會破壞巷道圍巖穩定性，更會嚴重影響掘進效率，增加支護成本。

依靠現場情況和理論計算結果，對原支護方案進行了優化，具體優化方案如圖3所示。

拱形頂板采用Φ20 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿，每排布置6根，錨桿間距為1100 mm，排距為1000 mm；兩幫均采用Φ20 mm×2200 mm的螺紋鋼錨桿支護每排布置2根，間距900 mm，排距1000 mm；頂板中心采用Φ17.8 mm×4000 mm的錨索，每排布置1根，排距1000 mm。頂、幫均要求鋪設Φ46 mm×2000 mm×1000 mm的鋼筋網；巷道施工完畢后，噴漿50 mm厚，噴漿緊跟工作面。

圖3 優化支護方案（單位：mm）

4 數值模擬計算

4.1 模型建立

為研究優化支護方案的可行性，確保生產工作的安全性，采用FLAC3D軟件對原支護方案和優化支護方案分別進行數值模擬研究，分析對比2種方案的巷道變形，為優化支護方案的實施應用提供充分的理論依據。

數值模型尺寸為x×y×z=30 m×10 m×30 m，并按照現場巖層分布進行分區劃分。模型四周限制節點水平位移，下表面固定，上表面施加7.5 MPa均勻分布的垂直壓應力作為補償荷載，水平側壓力系數取λ=1.2。巷道過斷層區間，巷道圍巖主要為泥巖與灰巖，并穿過該巖層進入煤層，故數值模擬中將巷道設置在泥巖、灰巖巖層中，對比研究該區段下2種支護方案的巷道圍巖穩定性。巖層力學參數見表2，數值計算模型如圖4所示。

表2 巖層力學參數

4.2 數值計算結果

巷道開挖后，會在圍巖幫頂部位出現一定程度的塑性屈服和裂隙發育，從而引發圍巖變形。因此巷道穩定性主要體現在巷道圍巖變形大小。

圖4 數值計算模型

4.2.1 垂直位移對比

圖5為巷道圍巖垂直位移對比分析圖。由圖5可知，原支護方案最大頂板下沉為4.48 mm，底鼓為 6.92 mm；而優化方案最大頂板下沉達到 4.45 mm，底鼓為6.92 mm。所以，優化支護方案較原支護方案，在拱頂中心處的錨索有效控制了頂板圍巖變形。優化方案與原支護方案相比，在減去支護材料的條件下，依然能夠保證圍巖處于安全穩定狀態，由此，驗證了優化支護方案對于頂板支護的可行性。

圖5 巷道圍巖垂直位移

4.2.2 水平位移對比

圖6為巷道圍巖水平位移對比分析圖。由圖6可知，原支護方案兩幫移近量為5.73 mm，優化支護方案兩幫移近量為5.78 mm。優化方案在減少支護的情況下兩幫移近量有少許增大，但不足 1%。總體而言，2種方案幫部變形均不大，屬安全范圍內。

圖6 巷道圍巖水平位移

4.2.3 塑性區范圍對比

圖7為巷道圍巖塑性屈服區對比分析圖。由圖7可知，巷道圍巖變形破壞主要以壓剪破壞為主，2種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。較原方案相比，優化支護方案在減少支護的情況下，圍巖塑性區范圍略有增加，但增加范圍極小。

圖7 圍巖塑性區范圍

根據以上分析，認為在過斷層期間，巷道過灰巖段，圍巖較為堅硬，優化支護方案與原支護方案相比，在降低支護成本、提高掘進速度的同時，依然可以保證巷道在掘進過程中的穩定，從而驗證了優化支護方案的可行性。該方案可為類似地質條件下的巷道支護提供指導意見。

優化后的支護方案在高陽礦過斷層構造帶得到了應用。支護效果顯示，巷道在優化支護方案下無明顯變形；巷道掘進效率明顯提高，并且節約了大量支護成本。

5 結論

高陽礦某運輸巷在掘進過斷層期間，巷道通過灰巖層，原有支護方案過于保守，增加了巷道支護成本，影響了掘進效率。通過巖石力學實驗和理論計算設計了更為合理的優化支護方案，通過數值模擬計算發現，優化支護方案與原支護方案相比，減少了大量支護成本的同時，巷道在圍巖垂直、水平方向的變形均與原方案相差不多，優化后的塑性區范圍略有增加，但足以保障巷道的穩定。由此可見，優化方案在能夠保證巷道安全的前提下，節省了大量支護成本，提高了掘進效率，為同類型地質條件下的支護提供了指導性建議。