錨網噴、錨索聯合支護在深部礦井巷道中的應用

李 銘

（安徽理工大學能源與安全學院，安徽省淮南市，232001）

1 地質概況

蘆嶺煤礦三水平礦建工程主體巖巷均處工廣保護煤柱線內，10＃煤層底板距離巷道的垂直距離在30 m 以內，10＃煤層厚 1.46～2.88 m，平均2.8 m，煤層底板為粉砂巖，局部含少量細砂，巖厚約10～30 m。Ⅲ1采區石門沿掘進方向穿10＃煤層施工，施工后期會揭露10＃煤層。該區域地質構造簡單，煤巖層傾角20～27°，勘探中未發現較大的斷層，根據區域地質構造分析，巷道進入－700 m以下，局部會出現小的隱伏構造，巷道受此影響，局部巖層傾角變化為23～27°，巖層裂隙較發育，巖層較破碎易冒頂。

2 巷道變形破壞原因

根據現有的支護措施、圍巖變形破壞狀況及圍巖力學分析，認為巷道變形破壞有兩個方面原因。

（1）巷道圍巖完整性差。蘆嶺煤礦深部巷道圍巖體強度較低，完整性差，巖體的強度是由巖石的性質和結構面的性質決定的。此段巷道圍巖的巖性是以細砂巖、砂質泥巖為主，巖石本身的強度較高，但是圍巖結構面的性質較弱，結構面的裂隙發育很好，導致整個巖體的強度降低。在高應力作用下變形非常明顯，圍巖的穩定性很差。

（2）圍巖的力學性質。Ⅲ1采區下部石門掘進深度約為930 m，根據蘆嶺煤礦的地應力測試報告分析，三水平的垂直應力近18 MPa，水平應力為12 MPa，較二水平而言，應力增加明顯，使得圍巖松動范圍相應增加，破碎程度也明顯加劇，變形強度會加劇。通過對蘆嶺煤礦三水平的巖石力學參數測試來看，單軸抗壓強度16.10 MPa，圍巖為10 MPa時三軸抗壓強度為94.85 MPa，圍巖為20 MPa時三軸抗壓強度為142.22 MPa，巖石的抗拉強度3.187 MPa，說明該應力條件下的巖石，隨著圍壓增加，巖石的破壞強度增加明顯，幾乎成倍增加，而巖石的抗拉強度卻很低，表現出明顯的軟脆性。由于巖石力學性質的特點，巷道開挖以后，巖石從原來的三向應力狀態轉化為二向受力狀態，圍巖的抵抗變形能力下降非常明顯，對于這種性質的圍巖支護，一般要求提供較高的支護強度來提高圍巖的承載能力。

3 支護方案設計

巷道斷面尺寸寬為4600 mm、高為4000 mm，永久支護采用錨網噴＋錨索聯合支護，即一次支護為錨網噴，二次支護為錨網噴＋錨索聯合支護。采取一排全斷面錨桿和一排斷面為錨桿＋錨索的支護方式依次進行，兩個斷面之間的距離為800 mm。

3.1 巷道錨網噴支護

一次支護為緊跟掘進頭施工，一個斷面共施加15根錨桿，錨桿之間的間排距為800 mm×800 mm，采用規格GQM24－?22／2400 mm左旋無縱筋螺紋鋼式樹脂錨桿，金屬桿體，錨桿采用200 mm×200 mm新型大托盤，每根頂錨桿采用2卷Z2550型樹脂藥卷加長錨固，幫錨桿采用2卷Z2940型樹脂藥卷錨固；鋼筋網采用?6 mm冷拔電弧焊鋼筋網，規格為1700 mm×900 mm，網孔為100 mm×100 mm，巷道一次支護參數見圖1。

圖1 巷道一次支護斷面圖

混凝土的水泥選用淮北礦業集團水泥廠生產的P.S 32.5級水泥，黃砂粒徑為大于0.35 mm中粗砂，石子粒徑5～15 mm，水泥、黃砂、石子、速凝劑配比為1∶2∶2∶0.04，水灰比為0.55∶1，混凝土噴層厚度100 mm，噴射混凝土強度為C20。

3.2 錨網噴＋錨索聯合支護

根據巷道來壓變形情況，合理確定二次支護與一次支護的間隔時間，二次支護滯后一次支護30 m進行。采用錨網噴＋錨索梁支護形式。錨桿與錨索斷面共加設5根錨索和和14根錨桿，采用GQM24－Ф22／2800高強螺紋鋼高強預應力錨桿，材質為左旋無縱筋螺紋鋼式樹脂錨桿金屬桿體，錨桿采用200 mm×200 mm新型大托盤，每根頂錨桿采用2卷Z2550型樹脂藥卷加長錨固，幫錨桿采用2卷Z2940型樹脂藥卷錨固；錨桿間排距800 mm×800 mm，夾在一次支護錨桿之間與其呈五花布置。鋼筋網規格同一次支護鋼筋網。噴漿材料同一次支護。錨索規格?17.8 mm×7600 mm，間排距1600 mm×1600 mm，每根錨索使用3卷Z2550樹脂藥卷錨固。錨索錨固采用1塊TPF－200 mm×200 mm×10 mm托盤配合1塊TPF－400 mm×400 mm×10 mm大托盤組合使用，以加強支護。錨索破斷載荷不小于240～260 k N。頂部錨索梁采用U29鋼加工，弧長為3600 mm，U型鋼梁在規定位置鉆3個孔，孔徑?20 mm，每孔附加300 mm長的U29配套盤與索具配壓住，形成固定頂板錨索梁整體結構。

4 支護方案的數值分析

4.1 計算模型與參數

根據蘆嶺煤礦Ⅲ1采區實際工程地質條件，建立三維數值模型。模型中，坐標系規定為垂直于巷道掘進方向為x軸，平行巷道掘進方向為y軸，鉛直方向即重力方向為z軸，向上為正。根據這一坐標系規定，計算模型沿x軸方向的長度為60 m，y軸方向的長度為120 m，沿z軸方向的高度為88 m。巷道位于模型的中央，模擬巷道尺寸為4400 mm×4000 mm（寬×高），模擬深度為－900 m。把巖性相似的巖層劃分為一層，共模擬了14層巖層，6種不同的巖性。根據蘆嶺煤礦地應力測試結果，模擬時垂直應力施加于模型的頂部，大小為22.5 MPa，水平應力施加于模型的四周，大小為12 MPa。模型的前后左右邊界采取水平約束，地面采取垂直約束，頂面為自由面。

4.2 數值模擬結果分析

4.2.1 巷道位移場分析

巷道在無支護條件下的垂直位移等值線圖和一次支護條件下的垂直位移等值線圖見圖2。

圖2 巷道在無支護與一次支護條件下垂直位移圖

從圖2看出，當巷道在掘進初期（掘進10 m時），在無支護條件下，巷道頂板的垂直位移最大值為500 mm，巷道進行一次支護后，巷道頂板垂直位移最大值變為120 mm，相對于無支護條件下，巷道頂板垂直位移值減小很多，說明巷道采取一次支護后，支護效果顯著。頂板垂直位移影響范圍明顯減小。

同理可以模擬巷道掘進10 m時，巷道在無支護條件下及一次支護條件下水平位移等值線圖。模擬結果表明，巷道掘進10 m時，無支護情況下，巷道左右兩幫的水平位移最大值達到了500 mm，巷道變形嚴重，在巷道進行了一次支護后，巷道兩幫的水平位移最大值僅為70 mm，從數值上看，巷道進行了一次支護后效果非常顯著。巷道兩幫的水平位移影響區域明顯減小。

隨著巷道不斷向前掘進，一次支護段巷道頂底板及兩幫垂直位移受掘進的影響，垂直位移值略有增大，當巷道掘進20 m時，與巷道掘進10 m對比，原0～10 m段巷道受掘進影響出現垂直位移略微增大的現象，由原來的120 mm增大到150 mm，垂直位移影響范圍也有所增大。當巷道掘進30 m時，對0～10 m段巷道頂底板及兩幫共4個監測點進行監測，監測結果顯示，巷道掘進20 m過程中，頂板垂直位移值增大到151.7 mm。隨后掘進巷道20～30 m段，頂板垂直位移繼續增大到159 mm，兩幫垂直位移值增大到72.63 mm，底板垂直位移緩慢持續增大，由原先的222.3 mm增大到277.2 mm。說明巷道變形量隨著掘進的進行，一直在持續緩慢的增加，若想對巷道進行控制，需進行二次支護。

當巷道掘進30～40 m時，實施一次支護的同時，在0～10 m段巷道實施二次支護，兩種支護方式間距30 m。得到0～10 m段二次支護后巷道頂底板相對位移隨計算時步的變化圖，見圖3。

從圖3中可以看出，巷道掘進40 m時，0～10 m段巷道進行二次支護，巷道頂底板相對位移增加迅速，最大相對位移值達到99.2 mm，隨著二次支護逐漸穩定以后，頂底板相對位移變化緩慢，基本上維持在92 mm左右，這與現場實測數據基本上對應。說明巷道進行二次支護以后，巷道變形十分緩慢，基本上保持穩定狀態。

4.2.2 巷道圍巖塑性區分布特征

圍巖塑性區的分布特征，能夠直觀反映巷道周邊圍巖的破壞情況。這里從塑性區分布的角度出發，分析巷道在二次支護條件下的圍巖破壞狀態，驗證支護方案及參數的可靠性。

數值模擬了巷道掘進10 m時，無支護條件下及一次支護條件下巷道圍巖的塑性區分布。模擬結果表明，巷道掘進10 m時，無支護下及一次支護下巷道塑性區主要集中在巷道幫部、底角及巷道肩窩處。無支護下，兩幫塑性區范圍最大可達到5.2 m，且巷道周邊圍巖基本上都處于剪切破壞狀態，巷道破壞嚴重。當巷道進行一次支護后，巷道圍巖塑性區范圍明顯減小，兩幫的塑性區范圍最大3.6 m，塑性區范圍減小了1.6 m。巷道在錨桿及混凝土噴層的共同作用下，有效控制了巷道圍巖的進一步變形破壞，使巷道的塑性區范圍明顯變小，使巷道周邊應力分布均勻，巷道的支護效果得到了很好的控制。

圖3 二次支護監測點處頂底板相對位移變化圖

當巷道掘進到40 m時，開始對0～10 m段巷道進行二次支護。二次支護采用錨桿＋錨索＋噴射混凝土噴層的支護方式。模擬研究表明，0～10 m段巷道進行過二次支護后，巷道圍巖的破壞狀態有了明顯的改善，原有的塑性區范圍基本上沒有變化，但二次支護后，巷道頂部位置及幫部位置處的巖體大都處于彈性狀態，只有巷道底板部分巖體仍處在剪切破壞狀態。這說明，二次支護的錨桿＋錨索＋混凝土噴層支護方式對于控制巷道受掘進影響而再次變形效果明顯。

5 現場觀測

根據設計的支護方案，在蘆嶺煤礦三水平Ⅲ1采區石門巷道掘進中進行了試驗，通過表面位移觀測結果分析，1＃測點巷道頂底板移近量為28 mm，兩幫移近量為10 mm；2＃測點頂底板移近量為80 mm，兩幫移近量為20 mm；通過二次支護以后，巷道穩定性得到了很好的改善，巷道位移的移近量基本穩定，說明該支護方式取得了良好的支護效果，成功控制了巷道圍巖的破壞變形。

6 結論

（1）數值模擬結果表明，巷道進行過兩次支護以后，隨著巷道的不斷掘進，支護方案能有效控制巷道的變形，從而達到保持軟巖巷道穩定的目的。支護方案及支護參數具有很好的可靠性，對于Ⅲ1采區下部石門的支護，能起到良好的支護效果。

（2）通過對蘆嶺煤礦三水平石門進行的支護研究，根據提出的控制方法，設計了錨網噴、錨索聯合支護方案并進行現場試驗，結果表明支護方案有效地控制了巷道的穩定性，驗證了支護方案的可行性，為礦井的安全生產奠定了堅實的基礎。

［1］柏建彪，王襄禹，賈明魁等.深部軟巖巷道支護原理及應用 ［J］.巖土工程學報，2008（5）

［2］孫曉明，何滿潮.深部開采軟巖巷道耦合支護數值模擬研究 ［J］.中國礦業大學學報，2005（2）

［3］李海燕，李術才.膨脹性軟巖巷道支護技術研究及應用 ［J］.煤炭學報，2009（3）

［4］王衛軍，侯朝炯.軟巖巷道支護參數優化與工程實踐 ［J］.巖石力學與工程學報，2000（5）

［5］王紅霞，楊新安，黃宏偉等.金川不良巖層巷道錨注支護試驗研究 ［J］.巖石力學與工程學報，2001（6）

［6］段慶偉，何滿潮，張世國.復雜條件下圍巖變形特征數值模擬研究 ［J］.煤炭科學技術，2002（6）

［7］杜志軍，孫國文.高應力軟巖條件下煤礦巷道支護研究與實踐 ［J］.西安科技大學學報，2007（9）

［8］何滿潮，孫曉明.中國煤礦軟巖巷道工程支護設計與施工指南 ［M］.北京：科學出版社，2004

［9］王琦，李海燕，江貝等.深部厚頂煤巷道高預應力錨索梁支護優化技術研究 ［J］.中國煤炭，2012（1）