蘭花寶欣煤礦過斷層巷道圍巖支護參數設計研究

劉金付

（山西古縣蘭花寶欣煤業有限公司，山西 臨汾 042405）

由于斷層帶圍巖所處的力學環境非常復雜，過斷層巷道圍巖松動破碎，巷道易發生冒頂、片幫等問題，巷道圍巖對支護技術提出了較高的要求[1-3]。本文以蘭花寶欣煤礦3209 軌道順槽過斷層段為工程背景，結合礦井的工程實況，通過理論計算結合數值軟件模擬相結合的方法探究過斷層巷道圍巖合理支護方案。

1 工程概況

3209綜采工作面對應地面標高+1155～+1200 m，回采工作面標高+740～+672 m，工作面開采山西組3 號煤層，煤層平均厚度為2.05 m。煤層結構簡單，頂底板巖性為泥巖。煤巖層綜合柱狀圖如圖1。

圖1 煤巖層綜合柱狀圖

3209 軌道順槽斷面設計為矩形斷面，為半煤巖巷道，毛寬4.7 m，毛高3.1 m。在掘進320 m 處出現落差大于3 m 的F54 正斷層，傾向223°、傾角47.5°。320 m 處煤層開始變薄，332～341 m 段全矸，從343 m 處煤厚開始恢復正常。順槽掘進期間斷層段對巷道圍巖穩定性造成很大的影響，對巷道圍巖的支護提出更高的要求。

2 斷層區域圍巖穩定性分析

2.1 斷層區域圍巖結構特點

斷層破碎帶產生的主要原因是地應力的大小超過了其本身的強度，導致巖石發生破壞和位移，進而影響地層的整體性，地層隨之出現裂隙，巖層沿著裂隙不斷發展直至出現了位移的偏差[4]。

2.2 斷層區域圍巖變形機理

巷道開挖后，淺部圍巖沒有了徑向約束，巷道圍巖由三向受力轉為二向受力狀態，淺部圍巖的強度和承載力降低，在擠壓的作用下巷道圍巖不斷向其內部發生形變，直至圍巖發生破壞。巷道現支護采用長度為2 m 的錨桿，其錨固范圍較小，因斷層帶圍巖破碎區較大，錨桿的支護承載能力降低，淺部破碎圍巖不能抑制深部圍巖的變形破壞，導致錨索不能更好地發揮支護效果。因此，考慮通過向破碎圍巖注入漿液填充裂隙來提高破碎圍巖的完整性，增大圍巖的強度以及支撐能力[5]。

3 支護參數理論計算

3.1 錨桿計算

1）錨桿長度

式中：L為錨桿長度，m；L1為墊板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m，一般L1=0.1 m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨入穩定巖層深度，取值1.2 m。

由普氏自然平衡拱理論可得頂板位置錨桿的有效長度：

式中：B為巷道掘進最大寬度，4.7 m；f為普氏硬度系數，3；H為巷道凈高，3.1 m；ω幫為兩幫位置巖體的內摩擦角，取60°。

計算可得頂板位置錨桿的有效長度為L頂板≈1.06 m。

兩幫位置錨桿的有效長度：

式中：f為普氏硬度系數，3；D為煤層的厚度，3.2 m；φ為煤的內摩擦角，20°。計算可得兩幫位置錨桿的有效長度為L兩幫≈0.75 m。

所以頂板錨桿長度L≥L1+L2+L3=0.1+1.06+1.2=2.36 m；兩幫錨桿長度L≥L1+L2+L3=0.1+0.75+1.2=2.05 m；故頂板錨桿長度最終確定為2.4 m，兩幫錨桿長度最終確定為2.2 m。

2）確定錨桿間距、排距

式中：a為錨桿間、排距，m；Q為錨桿設計錨固力，幫錨桿≥80 kN；h為冒落高度，1.5 m；k為安全系數，設計取3.0；γ為巖體的容重，取27.5 kN/m3。

考慮到一定的安全系數[6-7]，頂板、兩幫錨桿間排距采用800 mm×800 mm。

3）錨桿直徑的選擇

錨桿直徑可由下式計算所得：

經計算并綜合考慮，錨桿直徑選用22 mm。

3.2 注漿錨索計算

1）錨索長度

式中：L為錨索長度，m；L1為錨索外露長度，取0.5 m；Lb為不穩定巖層的高度，取4.0 m；Lm為錨固長度，取1.5 m。計算可得L=6.0 m。

結合現場實際情況及經驗，錨索最終選用：直徑21.6 mm，長度6000 mm。

2）錨索間距

由懸吊理論和平衡理論，計算錨索的間距為：

式中：C為錨索間距，m；n為錨索的排數，取值1.0；F2為錨索的最大承載力，取值325 kN；L1為錨桿排距，取值0.8 m；B為巷道垮落的最大寬度，取值4.7 m；H為巷道冒落的高度，取值3 m；γ為巖體容重，取值27.5 kN/m3；F1為錨桿的錨固力，取值80 kN；θ為幫角錨桿與水平方向的夾角，取值70°。計算可得L=1.63 m。

結合井下實際情況，錨索采用直徑21.8 mm、長度為6000 mm 的1×19 股中空高強度低松弛高預應力鋼絞線錨索。考慮一定的安全系數，錨索間排距為1600 mm×1600 mm。

3.3 支護方案

巷道圍巖采用“錨桿索+金屬網”聯合支護方案。

1）頂板支護

錨桿采用Ф20 mm×2400 mm 的高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，頂板兩側的錨桿與垂直方向呈15°，其余錨桿與頂板垂直，錨桿配合使用3.8 m 的鋼帶。

錨索采用Ф21.8 mm×6000 mm 的中空注漿錨索，錨索間排距為1600 mm×1600 mm，每排布設3 根，其中靠近兩幫的錨索與垂直方向呈8°，中間錨索垂直頂板打設。錨索所用的注漿材料為水泥-水玻璃雙液漿[8]。

2）兩幫支護

錨桿采用Ф20 mm×2800 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，左右兩幫錨桿對稱布設，靠近頂底板的錨桿與垂直方向呈15°，其余錨桿與頂板垂直。

3）金屬網

金屬網采用Ф10 鋼筋編織而成，使用16 號雙股聯網絲進行聯接。巷道支護方案如圖2。

圖2 支護方案圖（mm）

3.4 數值模擬驗證

采用FLAC3D數值軟件建立長×寬×高=150 m×50 m×50 m 的三維模擬，模型的四周和底面邊界為固定約束，上部邊界為自由面，并施加等效荷載。巖層物理力學參數見表1。

表1 圍巖物理力學參數表

采用“錨桿+注漿索+金屬網”的聯合支護方案后，進行數值模擬及分析，巷道位移分布云圖如圖3。由圖3 可看出，巷道頂板最大下沉量為59.3 mm，巷道底板最大底鼓量為21.7 mm，幫部最大變形量為38.8 mm，過斷層處巷道圍巖變形得到有效控制，滿足安全生產的需要。

圖3 巷道位移分布云圖

4 工業性試驗

采用“十字布點法”進行監測，通過圍巖變形情況判斷支護方案效果，如圖4 所示。

圖4 巷道圍巖移近量和移近速率

圖4 可知，巷道掘進后前9 d，巷道圍巖的變形速率較大，巷道頂板、底板累計下沉量分別為28.5 mm、21.6 mm，頂板、底板平均下沉變形速率分別為3.17 mm/d、2.40 mm/d；同樣左右兩幫的累計移近量分別為12.5 mm、11.7 mm，左右兩幫平均變形速率分別為1.39 mm/d、1.30 mm/d。15 d 之后巷道圍巖變形量逐漸趨于穩定，圍巖變形得到穩定控制。

5 結論

1）通過理論計算和數值模擬相結合的方法，確定了過斷層巷道圍巖支護技術參數。

2）現場實踐結果得出，采用聯合支護技術后，巷道圍巖變形在可控范圍內，實現了對穿斷層段巷道圍巖的有效控制。