大斷面直墻半圓拱巷道支護(hù)設(shè)計與優(yōu)化

單仁亮，孔祥松，李 斌，單 鵬，夏 宇

（1.中國礦業(yè)大學(xué) （北京）力學(xué)與建筑工程學(xué)院，北京100083；2.汾西礦業(yè) （集團(tuán)）有限責(zé)任公司，山西 介休032000）

隨著資源需求量的日益增加，淺部煤炭資源開采殆盡，多數(shù)礦山開采深度不斷增加，煤礦地應(yīng)力及地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜性也隨之增加。此外，煤礦開采設(shè)備的大型化和其他工程需求使得巷道斷面逐漸增大。大斷面巷道支護(hù)難度高，巷道圍巖變形量大，易引發(fā)冒頂、片幫等問題[1－2]。因此，大斷面支護(hù)研究是深部煤礦開采中面臨的重要問題。

本文結(jié)合新峪礦第二軌道巷地質(zhì)條件，分析了巷道在原支護(hù)方案下的變形特征，通過理論計算和數(shù)值模擬得出最優(yōu)支護(hù)方案，并進(jìn)行工程實踐，有效控制了巷道變形，為同類大斷面巷道支護(hù)設(shè)計提供參考與指導(dǎo)。

1 工程概況

1.1 水文地質(zhì)

新峪礦第二軌道巷的地面標(biāo)高為965～1060m，工作面標(biāo)高為350～480m。2＃煤層平均厚度1.5m，平均傾角8°。2＃煤上部22m處為K8砂巖含水層，遇斷層破碎帶會出現(xiàn)淋水現(xiàn)象。

巷道上部1.5m為煤層，下部2.52m為泥巖。巷道偽頂為0～0.3m厚的頁巖，較軟、易跨落；直接頂為1.6m厚的砂質(zhì)泥巖，性脆、節(jié)理發(fā)育；老頂為4.7m厚的中砂巖，厚層狀、堅硬；直接底為0.9m厚的泥巖，性脆、節(jié)理發(fā)育；老底為2.2m厚的砂質(zhì)頁巖，性脆、厚層狀。

1.2 巷道原方案

巷道斷面形狀為直墻半圓拱形，掘?qū)?.04m，掘高4.02m，墻高1.5m，掘進(jìn)斷面面積17.54m2；凈寬4.8m，凈高3.9m，凈斷面面積16.25m2。

巷道原方案采用錨噴支護(hù)形式，如圖1所示。

圖1 巷道支護(hù)斷面圖

錨桿呈矩形布置，頂錨桿選用7根φ22mm×2200mm的螺紋鋼錨桿，幫錨桿選用6根φ16mm×1800mm的圓鋼錨桿，間、排距為800mm×800mm，每根頂錨桿用兩卷錨固劑（一卷CK2355型和一卷Z2355型），每根幫錨桿用2卷Z3537型錨固劑，托板選用規(guī)格長×寬×厚為300mm×130mm×10mm的鋼板。

錨索選用φ21.6mm×5000mm的鋼絞線，呈矩形布置，間、排距為3000mm×1600mm，每根錨索用兩卷錨固劑（一卷CK2355型和一卷Z2355型），托板選用規(guī)格長×寬×厚為300mm×300mm×10mm的鋼板。

鋼筋網(wǎng)選用φ6.5mm的鋼筋加工制作，網(wǎng)格大小為150mm×150mm。噴層厚度為120mm，采用配比為1∶2∶2的混凝土。

井下調(diào)查發(fā)現(xiàn)，由于巷道圍巖較破碎，導(dǎo)致幫部和半圓拱交界處的角部變形較大，部分區(qū)域發(fā)生破壞，支護(hù)難度較大。分析認(rèn)為可能由于巷道角部和幫部使用φ16mm圓鋼錨桿和φ42mm的錨桿鉆頭，錨桿的錨固段較短，1.8m長的錨桿偏短，致使角部和幫部支護(hù)較弱，巷道圍巖變形較大。

2 理論計算

2.1 計算錨桿長度

利用組合拱理論計算錨桿長度，見式（1）[3－4]。

式中：L為錨桿長度，m；L1為錨桿外露長度，m；b為組合拱厚度，m；α為錨桿在破裂巖體中的控制角，°；a為錨桿間排距，m。

由新峪礦實測數(shù)據(jù)可得，L1為0.1m，b取1.3m，α取45°，a取0.8m，可得L為2.2m 。

2.2 計算錨桿直徑

根據(jù)錨桿承載力與錨固力等強(qiáng)度原則，由式（2）確定錨桿直徑[5－6]。

式中：d為錨桿直徑，mm；k為富余系數(shù)；Q為錨桿錨固力，N；σt為錨桿抗拉強(qiáng)度，MPa。

據(jù)實測數(shù)據(jù)，k為1.2，Q為70kN，σt為380 MPa，得出d≥18.4mm，故可取20mm。

2.3 計算錨索長度

根據(jù)錨索的懸吊作用，由式（3）確定錨索長度[7]。

式中：La為錨索長度，m；La1為錨索錨固長度，m；La2為懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度，m；La3為托盤和錨具的厚度，m；La4為錨索外露的張拉長度，m。

式中：φ1為錨固劑直徑，mm；φ2為鉆孔直徑，mm；φ3為錨索直徑，mm；l為錨固劑長度，m。

La1由式（4）確定。工程實踐表明，當(dāng)用樹脂錨固劑時，錨索的錨固段長度≥1m，當(dāng)采用直徑28mm鉆頭，一卷CK2355錨固劑 和一卷K2355錨固劑，直徑21.6mm錨索的錨固長度為1.833m，符合要求。

根據(jù)巷道圍巖情況，La2取1.9m；La3取0.15m，La4取0.25m，考慮到頂板厚度的不均勻性，安全系數(shù)取1.2，可得La≥4.96m，故錨索長度可取5m。

2.4 計算錨索排距

根據(jù)在錨桿失效的情況下，錨索所承擔(dān)的巖石重量確定錨索排距，由式（5）確定[8]。

式中：S為錨索排距，m；B為巷道寬度，m；γ為上覆巖層平均重度，kN／m3；K為安全系數(shù)；σt1為單根錨索極限破斷力，N。

據(jù)新峪礦資料，B取5.04m，γ取2650kN／m3，K取1.8，σt1取353kN，得出S為2.18m。根據(jù)現(xiàn)場情況，錨索排距取1.6m。

3 原方案模擬分析

FLAC3D是基于有限差分法原理的巖土體模擬軟件，計算精度高、速度快，在礦山工程中得到了廣泛應(yīng)用[9]。利用FLAC3D對原方案的支護(hù)效果進(jìn)行全面分析，為擬定優(yōu)化方案提供參考。

3.1 計算模型

模型尺寸為長×寬×高＝30m×20m×30m，坐標(biāo)原點設(shè)置在巷道圓拱圓心處，z軸取重力反方向，x軸取水平向右，y軸取巷道進(jìn)深方向（圖2（a））。

圖2 數(shù)值模型

為準(zhǔn)確反映巷道圍巖變形，需使巷道處網(wǎng)格較細(xì)密，兼顧模型計算效率，使邊界處網(wǎng)格較稀疏[10]，模型有23000個單位體，25221個節(jié)點。用結(jié)構(gòu)單元模型cable、shell模擬支護(hù)構(gòu)件，如圖2（b）所示。

巷道圍巖采用摩爾－庫侖模型；已挖掉的巖體采用空模型[11－12]。模型底面采用位移邊界條件，限制x、y、z三個方向的位移；四個側(cè)面采用位移邊界條件，限制各側(cè)面法線方向的位移；頂面采用應(yīng)力邊界條件，即將上覆巖層重力換算為均布法向應(yīng)力施加于頂面[13]。

3.2 模擬結(jié)果及分析

3.2.1 位移場分析

巷道位移場分布如圖3和圖4所示。

圖3 徑向位移場

圖4 水平位移場

由位移場的分布情況可得，角部（幫部和半圓拱交界處）、兩幫上部變形十分明顯，是巷道的薄弱部位，應(yīng)考慮加強(qiáng)其支護(hù)強(qiáng)度，控制薄弱部位變形的大小和擴(kuò)展范圍。

3.2.2 應(yīng)力場分析

開挖后巷道由原來的三向受力變成二向受力，打破了原巖應(yīng)力平衡狀態(tài)，應(yīng)力發(fā)生重新分布，形成圖5所示的最大主應(yīng)力場?？梢?，巷道幫部和底板受擾動最明顯，反映出這兩處支護(hù)強(qiáng)度不足，無法保證巷道開挖后的應(yīng)力均勻重分布。由于底板不方便施工，應(yīng)重點加強(qiáng)幫部的支護(hù)，通過強(qiáng)幫帶動強(qiáng)頂，改善巷道圍巖應(yīng)力分布。

3.2.3 塑性區(qū)分析

圖6顯示巷道開挖后的塑性區(qū)分布情況，shear－n區(qū)域表示單元體正在發(fā)生剪切破壞，直接影響巷道的穩(wěn)定性，應(yīng)重點分析。從圖6中可得，剪切破壞區(qū)主要分布在巷道幫部、角部、底板。說明原方案不能有效控制兩幫、角部、底板的剪切破壞，已威脅到巷道的安全性，暴露了原方案的不足。

4 巷道支護(hù)優(yōu)化

4.1 提出方案

根據(jù)現(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn)的巷道變形特征，結(jié)合原方案數(shù)值模擬時發(fā)現(xiàn)的問題，并考慮巷道穩(wěn)定性、掘進(jìn)速度、可實施性，擬定了6種優(yōu)化方案。

圖5 最大主應(yīng)力場

圖6 塑性破壞區(qū)

表1 優(yōu)化方案

4.2 結(jié)果分析

利用FLAC3D分別對上述6種優(yōu)化方案進(jìn)行數(shù)值模擬計算，結(jié)果如表2、表3所示。

表2 巷道變形量

表3 巷道變形幅度

為了加強(qiáng)巷道幫部和角部的支護(hù)，提出了方案1、2、3。方案1考慮到錨桿鉆頭直徑、錨桿直徑、錨固劑直徑的合理匹配，將三徑比由42∶16∶37改為28∶16∶23，增加錨固段長度和錨固力。方案2和方案3分別用φ18mm×2000mm、φ20mm×2200mm的左旋螺紋鋼錨桿代替圓鋼錨桿，達(dá)到了增加桿體強(qiáng)度、錨固段長度、錨固深度的三重效果。結(jié)果顯示，方案1、2、3有效控制了巷道圍巖的整體變形，尤其水平位移減少的幅度最明顯，頂板變形也有一定改善。

在保證巷道穩(wěn)定性的前提下，考慮施工速度和施工成本，提出方案4和方案5。結(jié)果顯示，方案4比方案3的頂板位移略微增大，水平位移由于頂板和角部、幫部的耦合作用反而有所減小。方案5比方案4圍巖變形略有增大，但變化幅度相對很??；比原方案則不僅大幅減少了水平位移，改善頂板，提高巷道穩(wěn)定性，而且降低了施工成本，加快了掘進(jìn)速度。故方案5為最優(yōu)方案。

由于現(xiàn)階段新峪礦只有φ22mm×2200mm的左旋螺紋鋼錨桿，考慮到可實施性，在方案5的基礎(chǔ)上，提出方案6。結(jié)果顯示，方案6有效地控制了巷道的變形，水平變形比原方案大幅減小，頂板也得到一定的改善，底板變形略微增大，保證了巷道安全性。因此，將方案6稱為實施新方案。

5 現(xiàn)場應(yīng)用

將實施新方案應(yīng)用于第二軌道巷。為與原方案進(jìn)行對比，同時檢驗實施新方案的適用性，布置Y1＃、Y2＃、Y3＃共3組監(jiān)測斷面，其中Y1＃、Y2＃斷面為原方案監(jiān)測斷面，Y3＃為實施新方案監(jiān)測斷面。每組斷面設(shè)置三根測桿，A測桿位于圓拱頂點，B、C兩測桿均位于幫部與半圓拱交界處，見圖7。

圖7 監(jiān)測斷面布置

圖8記錄了巷道隨時間增長而變形的過程。巷道變形基本分為三階段，初始高速變形階段、過渡階段和基本穩(wěn)定階段。

圖8 巷道變形曲線

在初始高速變形階段，巷道變形曲線斜率較大，此階段的變形占據(jù)整個變形量的大部分。過渡階段是承接高速變形階段之后頂板逐步趨于穩(wěn)定的過程，本階段圍巖位移繼續(xù)增長，但速度放緩，直至基本穩(wěn)定?；痉€(wěn)定階段即巷道基本不再發(fā)生較大變形的階段。

由圖8可見，Y3＃斷面在巷道變形前二階段的持續(xù)時間均少于Y1＃、Y2＃斷面相應(yīng)的時間，而且變形量均小于Y1＃、Y2＃斷面相應(yīng)的變形量。說明實施新方案支護(hù)效果明顯優(yōu)于原方案，有效控制了巷道各階段的變形量，提高了巷道穩(wěn)定性。

6 結(jié)論

本文通過對新峪礦大斷面直墻半圓拱巷道支護(hù)的深入研究，得出以下結(jié)論。

1）由于大斷面巷道開挖后，應(yīng)力發(fā)生重分布，幫部和角部（幫部和半圓拱交界處）變形嚴(yán)重，成為支護(hù)的關(guān)鍵部位，故應(yīng)加強(qiáng)幫部和角部的支護(hù)強(qiáng)度，以保證巷道整體穩(wěn)定性。

2）影響巷道支護(hù)強(qiáng)度的關(guān)鍵因素是三徑比和錨桿長度。設(shè)計合理的三徑比以增加錨固長度，通過合理的錨桿長度增加錨固深度，能大幅提高錨桿錨固力，改善巷道支護(hù)效果。

3）新峪礦第二軌道巷現(xiàn)場支護(hù)試驗表明，實施新方案改善了圍巖應(yīng)力狀態(tài)，有效控制了巷道圍巖變形，提高了巷道的安全性。研究結(jié)果為類似條件巷道支護(hù)設(shè)計提供了思路。

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