大斷面巷道變形破壞特征及支護設計應用

石新禹

（陜西陜煤黃陵礦業有限公司一號煤礦，陜西 延安 727307）

0 引言

我國煤炭生產多采用井工開采，巷道總量長約3 萬公里，采準巷道和回采巷道占80%以上，因此，巷道支護成為煤炭開采中的一項重要研究內容。近些年來，由于巷道掘進技術更新、工作面綜合機械化程度不斷提高，大斷面巷道隨之增多，支護難度相應提升[1]。

國外學者針對大斷面巷道支護問題主要從圍巖力學參數測試、錨桿支護理論、錨桿施工機具研發、錨桿支護監測儀器等方面展開研究，重點采用高強度、高可靠性錨桿對巷道進行支護[2-3]。國內學者在21 世紀后巷道支護技術的迅速發展基礎上，提出了多種錨桿支護理論、動態性系統性錨桿支護方法、高強度樹脂錨固錨桿支護系統等支護體系，研發了掘- 支一體化施工裝備，頂板離層儀、錨桿（索） 測力計等支護監測儀器，極大發展完善了我國大斷面巷道支護理論與技術[4-5]。但伴隨礦井采掘技術的不斷更新，快速掘進下大斷面巷道支護仍面臨許多難題。本文以黃陵礦業一號煤礦1010 回風平巷為工程背景，采用數值模擬與理論計算相結合的方法，分析大斷面巷道變形特征，確定合理的支護方案，為礦井安全高效開采提供保障。

1 概況

黃陵礦業一號煤礦隸屬于陜煤集團黃陵礦業集團有限公司，現主要開采2 號煤層，傾角1°～5°，平均厚度2.5 m，具有瀝青光澤，條帶狀、線理狀結構，層狀、塊狀構造，結構簡單，屬于穩定煤層。煤層直接頂主要為粉砂巖和泥巖，平均厚度為6.6 m，基本頂為細粒砂巖、中粒砂巖和砂質泥巖，平均厚度10.8 m。底板為泥巖、細粒砂巖，平均厚度8.0 m。煤巖層柱狀圖如圖1 所示。

圖1 煤巖柱狀圖Fig.1 Coal rock histogram

1010 回風平巷位于十盤區中部，南鄰1009 回風順槽（已掘進到位），北為1011 回風順槽（未掘進），東接北一進風大巷，西鄰六盤區。巷道設計長度3 159.7 m，斷面寬度5.2 m，高度3.0 m，面積為15.6 m2。

2 大斷面巷道變形破壞特征

2.1 模型建立

為了研究1010 大斷面回風巷道變形破壞特征，根據地質資料及煤巖層物理力學參數（表1），利用三維有限差分軟件FLAC3D 建立三維數值模型，對巷道圍巖的位移場、應力場及破壞場進行數值模擬研究。模型尺寸為：寬X×厚Y×高Z=60 m×5 m×65 m，巷道掘進方向沿Y 軸正方向，采用Mohr-Coulomb 本構模型，打開模型大變形特征，固定模型底部，上部施加覆巖等效載荷，模型側面限制水平移動，整個模型由53 480 個單元組成，包括60 324 個節點。建立的數值模型如圖2 所示。

表1 煤巖物理力學參數Table 1 Physical mechanical parameters of coal rock

圖2 數值模型Fig.2 Numerical model

2.2 模擬結果分析

2.2.1 無支護條件下巷道位移分布特征

圖3 為回風巷道在無支護條件下圍巖位移分布特征云圖。由圖3 可以看出，巷道圍巖受開采擾動作用發生移動變形，頂板處位移變化明顯，發生大變形區域較大，位移等值線沿巷道中心線呈對稱拱形狀分布，最大位移量為0.13 m。巷道兩幫處產生較明顯變形，最大位移量為0.09 m。巷道底板處發生變形區域較小，且位移值較小，最大位移量為0.05 m。說明無支護條件下，巷道圍巖變形特征表現出：頂板＞兩幫＞底板，即巷道頂板和兩幫是支護的關鍵部位。

圖3 無支護條件下圍巖位移分布特征Fig.3 Displacement distribution characteristics of surrounding rock without support

2.2.2 無支護條件下巷道應力分布特征

圖4 為回風巷道在無支護條件下圍巖垂直應力與剪切應力分布特征云圖。由圖4（a） 可以看出巷道開挖后，原巖應力平衡狀態破壞并進行重新分布。以巷道中心線為軸線，覆巖應力分別向巷道兩側煤壁傳遞轉移，巷道的應力集中區域主要集中在巷道頂底板及兩幫區域，兩幫應力集中深度達6.4 m，最大垂直應力集中值為10.4 MPa。由圖4（b）可以看出在巷道肩角和底角處形成剪應力集中區，最大剪應力值為2.4 MPa，即巷道頂底角位置易發生剪切破壞，需增加其抗剪切作用能力。

圖4 無支護條件下圍巖應力分布特征Fig.4 Stress distribution characteristics of surrounding rock without support

2.2.3 無支護條件下巷道塑性區分布特征

圖5 為回風巷道在無支護條件下圍巖塑性區分布特征云圖。由圖5 可以看出，巷道圍巖塑性區呈“蝶形”分布，巷道肩角、底角處主要發生剪切破壞，肩角處塑性破壞高度向上延伸至4.4 m，底角處塑性破壞向下延伸深度相對較小，大小為3.5 m。巷道頂底板主要發生拉伸破壞，且頂板塑性破壞的范圍較底板大，其塑性破壞高度為3.0 m。

圖5 無支護條件下圍巖塑性區分布特征Fig.5 Distribution characteristics of plastic zone of surrounding rock without support

3 巷道支護設計

3.1 圍巖類別判定

由極限平衡法計算巷道極限平衡深度△和周邊位移μ，可得：

式中：R為極限平衡區半徑；R0為巷道理論半徑，取2.74 m；γH為自重應力，取6.25 MPa；Pi為支護阻力，可以忽略，取0；C為巖石內聚力，取3.1 MPa；φ為巖石內摩擦角，取30°；K1為采動影響系數，取1.6；K2為煤巖體力學參數修正系數，取1/2.5。

可得R=4.6 m，則極限平衡深度△=R-R0=1.86 m。

式中：μ 為巷道周邊位移，m；G為剪切模量，取371 MPa。

可得μ=0.351 m。

通過與巷道圍巖分類及支護設計參考表比較，其中△=1.86 m＞1.5 m，μ=351 mm＞300 mm，則1010 回風巷道圍巖屬于III1類。

3.2 支護參數設計

根據支護設計參考表，III1類圍巖推薦錨網梁+錨索組合支護方式，結合數值分析結果，選取左旋螺紋鋼錨桿＋金屬網+金屬梁＋錨索支護方式。

3.2.1 錨桿設計參數

（1） 錨桿長度L。

錨桿長度根據式（3） 計算：

式中：L1為錨桿錨固段長度，取0.6 m；△為極限平衡區深入圍巖深度，1.86 m；L3為錨桿外露長度，取0.1 m。

可得錨桿長度L=2.46 m，取2.5 m。

（2） 錨桿直徑D。

式中：T為錨桿拉拔力，40 ～100 kN；[σ]為桿體材料的許用強度，取340 MPa。

可得錨桿直徑D=12 ～20 mm，取20 mm。

（3） 錨桿間排距ɑ、b。

式中：S為單個錨桿支護面積，m2；qd為需支護加固最大荷載密度，取165 kN/m2。

可得S=0.448 9 m，則錨桿間排距a×b=0.6 m×0.8 m。

（4） 錨固長度L2。

式中：P為錨桿載荷，取100 kN；dy為鉆孔直徑，取28 mm；πy為錨固劑與煤體的黏結強度，取1 MPa。

可得錨固長度L2=1.13 m，取1.2 m。

由數值計算分析可知，巷道頂板塑性破壞范圍為3.0 ～4.4 m，錨桿難以有效支護，需增加錨索保證巷道穩定性。

3.2.2 錨索設計參數

（1） 錨索長度X。

式中：X1為錨索外露長度，取0.3 m；X2為圍巖塑性破壞深度，取4.4 m；X3為錨索的錨固長度，取1.8 m。

可得錨索長度X=6.5 m。

（2） 錨索排距M。

式中：n為每排錨索個數，取2 ～3；Y1為錨索的屈服載荷，取221.5 kN；B為巷道寬度，取5.2 m；γ 為煤或巖石的體積質量，取13 kN/m3；φ為內摩擦角，取30°。

可得錨索排距M=0.8 m。

綜合以上計算研究，選取錨桿材質為20 Mnsi的左旋無縱筋螺紋鋼，選用7 股5 mm 高強度剛絞線為錨索，配用10 號鐵絲加工的50 mm×50 mm的菱形金屬網，以及鋼筋直徑14 mm 的托梁。

3.3 支護后巷道穩定性分析

3.3.1 支護后巷道位移特征

由圖6 可以看出，回風巷道支護后，巷道頂板最大位移值為0.037 m，頂板下沉趨勢明顯減小，巷道位移變形區域均集中在永久支護控制范圍內，因此可推斷，錨桿（索） 支護有效控制了圍巖移動變形。巷道兩幫位移減小0.05 m，底板位移減小0.03 m，推測錨桿支護增加了煤幫強度，幫部變形量明顯得到有效控制，且由于實施錨桿支護，應力集中區域逐漸向煤幫深部轉移，淺部圍巖得到有效控制，削弱了巷道底板受煤幫變形產生的擠壓應力，減小了巷道底鼓量。

圖6 支護后圍巖位移分布特征Fig.6 Displacement distribution characteristics of surrounding rock after support

3.3.2 支護后巷道應力特征

由圖7（a） 可以看出，巷道支護后，頂底板垂直應力釋放區范圍明顯減小，兩幫垂直應力集中區向煤壁靠近，最大垂直應力值增至15.9 MPa，其由于支護后巷道頂板應力拱跨度減小，拱腳向煤壁靠近，同時應力拱承載載荷增加，使應力集中區的集中應力值增加。圖7（b） 可以看出，在巷道肩角與底角處形成的剪應力集中區范圍減小，在錨桿支護作用下剪應力值較支護前有所增加，即該區域巖體抗剪切能力增強。

圖7 支護后圍巖應力分布特征Fig.7 Stress distribution characteristics of surrounding rock after support

3.3.3 支護后巷道圍巖塑性破壞特征

由圖8 可知，巷道支護后塑性破壞區范圍明顯減小，巷道肩角、底角處剪切破壞區域大幅縮減，頂板塑性區最大破壞高度縮小至2.5 m，底板基本未發生塑性破壞。說明錨網索有效控制了頂板下沉，限制了兩幫變形，制止了底鼓發生。

圖8 支護后圍巖塑性區分布特征Fig.8 Distribution characteristics of plastic zone of surrounding rock after support

4 現場巷道支護施工要求

4.1 錨桿支護施工安全規定

（1） 特殊地點采用特殊支護及加強支護措施時，其支護范圍應延伸至巷道正常段起點以外5 ～10 m。

（2） 錨桿支護長距離獨頭施工時，應實施中間貫通，以改善通風、運輸條件，并提高抗災變的能力。

（3） 對錨桿支護巷道應進行定期檢查。對頂板、煤幫失效錨桿應及時補打，對松動的螺母及時緊固。

4.2 錨索支護施工一般要求

（1） 技術要求。錨索孔深誤差控制在±30 mm；錨索外露長度控制在（200±20） mm；錨索安裝48 h 后，如發現預緊力下降，必須及時補拉；張拉發現錨固不合格錨索，立即在其附近補打合格錨索。

（2） 施工安全措施。錨索要隨打隨安裝，但可把當班安裝的錨索集中一次進行張拉；禁止在錨索、錨桿上系導鏈、滑輪起吊大件。

5 結論

（1） 大斷面巷道未支護條件下，頂板處位移變化明顯，發生大變形區域較大，巷道圍巖位移特征表現出：頂板＞兩幫＞底板；巷道肩角和底角處形成剪應力集中區，易發生剪切破壞；圍巖塑性區呈“蝶形”分布，頂底板主要發生拉伸破壞，四角處發生剪切破壞，塑性破壞范圍較大，需進行支護設計。

（2） 根據極限平衡理論確定巷道圍巖為III1類，結合數值分析結果，選取左旋螺紋鋼錨桿＋金屬網+金屬梁＋錨索支護方式，通過理論計算得出錨桿（索） 具體設計參數。

（3） 大斷面巷道支護后頂板下沉量大幅降低，兩幫、底板位移量減小；巷道肩角和底角處剪應力集中區范圍減小，圍巖塑性破壞區域縮減。即錨桿、錨索有效防治了巖層變形破壞，控制了頂板下沉，限制了兩幫變形，制止了底鼓發生。