蘭花寶欣煤礦過斷層巷道圍巖支護參數(shù)設(shè)計研究

劉金付

（山西古縣蘭花寶欣煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 042405）

由于斷層帶圍巖所處的力學(xué)環(huán)境非常復(fù)雜，過斷層巷道圍巖松動破碎，巷道易發(fā)生冒頂、片幫等問題，巷道圍巖對支護技術(shù)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(jié)合礦井的工程實況，通過理論計算結(jié)合數(shù)值軟件模擬相結(jié)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(yīng)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(jié)構(gòu)簡單，頂?shù)装鍘r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(shè)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(xiàn)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(fù)正常。順槽掘進期間斷層段對巷道圍巖穩(wěn)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(qū)域圍巖穩(wěn)定性分析

2.1 斷層區(qū)域圍巖結(jié)構(gòu)特點

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

2.2 斷層區(qū)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(zhuǎn)為二向受力狀態(tài)，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(nèi)部發(fā)生形變，直至圍巖發(fā)生破壞。巷道現(xiàn)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(qū)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(dǎo)致錨索不能更好地發(fā)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(shù)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(wěn)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(shù)，3；H為巷道凈高，3.1 m；ω幫為兩幫位置巖體的內(nèi)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(shù)，3；D為煤層的厚度，3.2 m；φ為煤的內(nèi)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(shè)計錨固力，幫錨桿≥80 kN；h為冒落高度，1.5 m；k為安全系數(shù)，設(shè)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(shù)[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(jīng)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(wěn)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(jié)合現(xiàn)場實際情況及經(jīng)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(shù)，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(jié)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(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索?？紤]一定的安全系數(shù)，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(wǎng)”聯(lián)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(cè)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(shè)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(shè)。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(shè)，靠近頂?shù)装宓腻^桿與垂直方向呈15°，其余錨桿與頂板垂直。

3）金屬網(wǎng)

金屬網(wǎng)采用Ф10 鋼筋編織而成，使用16 號雙股聯(lián)網(wǎng)絲進行聯(lián)接。巷道支護方案如圖2。

圖2 支護方案圖（mm）

3.4 數(shù)值模擬驗證

采用FLAC3D數(shù)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(xué)參數(shù)見表1。

表1 圍巖物理力學(xué)參數(shù)表

采用“錨桿+注漿索+金屬網(wǎng)”的聯(lián)合支護方案后，進行數(shù)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(chǎn)的需要。

圖3 巷道位移分布云圖

4 工業(yè)性試驗

采用“十字布點法”進行監(jiān)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(wěn)定，圍巖變形得到穩(wěn)定控制。

5 結(jié)論

1）通過理論計算和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，確定了過斷層巷道圍巖支護技術(shù)參數(shù)。

2）現(xiàn)場實踐結(jié)果得出，采用聯(lián)合支護技術(shù)后，巷道圍巖變形在可控范圍內(nèi)，實現(xiàn)了對穿斷層段巷道圍巖的有效控制。