云泉9號煤回風大巷錨網支護設計研究

牛鵬飛，邢險峰，楊永康，康天合，張 濤，郭樹理

（1.山西晉神能源有限公司，山西 河曲 36500；2.太原理工大學 采礦工藝研究所，山西 太原 030024）

根據云泉煤礦地面溝谷及山梁發育、相對高差達283m、9號煤埋深多變的支護難題，以9號煤回風大巷為工程背景，采用圍巖穩定性分類、FLAC3D三維數值模擬等方法，給出了較合理的支護參數，保證了圍巖的穩定性。研究結果表明：9號煤回風大巷為Ⅳ類不穩定圍巖；巷道圍巖的破壞均以剪切破壞為主，施工中要特別強調頂板兩側錨桿向外傾斜20°，應采用球形鎖具或穹形多功能托板；回風大巷頂板分有較穩定的石灰巖層（厚度≥1m）、無較穩定的石灰巖層（厚度＜1m）、破碎圍巖三種情況；盡可能創造條件提高錨桿（索）預緊力。

1 工程條件分析

1）礦井基本情況。云泉井田地處太行山澤州盆地北部，屬中低山區，溝谷山梁發育，地形切割劇烈。井田內總地勢東高西低，最高點位于井田中部（海拔1 203 m），最低點位于井田西北部（海拔919.6 m），相對高差283.4 m。井田南部為蓋州煤業有限公司，東部為四明山煤業有限公司，西部及北部無其它礦井。山西高平科興云泉煤業有限責任公司井田面積8.495 4 km2，核準能力90萬t/a，準備開采9號煤層。根據相近煤礦經驗，已開采煤層不影響9號煤巷道圍巖穩定性。

2）工程地質條件概況。井田構造處在我國東部新華夏構造體系第三隆起帶的中段，太行隆起帶。井田位于二級構造晉（城）-獲（鹿）褶斷帶南段。井田總體構造形態為一褶曲構造，地層傾角2°～7°，井田內未發現斷層、陷落柱構造，井田構造屬簡單類型。井田內賦存地層由老到新依次有：奧陶系中統峰峰組（02f）；石炭系中統本溪組（C2b）；石炭系上統太原組（C3t）；二疊系下統山西組（P1s）；二疊系下統下石盒子組（P1x）；二疊系上統上石盒子組（P2s）；第四系（Q）。

3）煤層及頂底板巖性。9號煤厚1.13～2.03 m，平均1.45m。頂板為石灰巖或泥巖，局部為粉砂質泥巖；底板多為砂質泥巖或細粒砂巖，局部為粉砂巖、粉砂質泥巖或泥巖。石灰巖頂板厚0～2.14m，平均1.58m，其上為泥巖、砂巖和8號煤，屬下硬上軟的復合頂板；泥巖頂板厚0～4.07m，平均1.52m，缺失石灰巖。底板為砂質泥巖和細砂巖或粉砂巖，再下為石灰巖，底板較穩定。9號煤層平均抗壓強度10 MPa；頂板砂巖和石灰巖的飽和抗壓強度30.04～45.50 MPa，屬堅硬巖石；底板砂質泥巖飽和抗壓強度為9.36～25.00MPa。

4）工程概況。相近煤礦對9號煤層巷道一直采用棚式支架、砌喧或者聯合支護，存在成本高、效率低、勞動強度大、事故率高等嚴重問題，先進的錨網支護技術成為必然的選擇。9號煤回風大巷要求凈斷面寬×高=4500mm×3450mm；為保巷道安全，確定研究其特殊條件下的錨網支護技術。

2 錨固參數設計

1）根據巷道圍巖穩定性分類方案，如表1所示。當采深為150 m以內，9號煤層巷道煤柱20 m時，9號煤巷道為Ⅱ類穩定圍巖。當采深＞150m，9號煤層巷道煤柱20m時，9號煤巷道均為Ⅳ類不穩定圍巖。

表1 不同條件下巷道圍巖穩定性分類結果

2）考慮井田內地面為中低山區、溝谷山梁發育、相對高差283m，煤層埋深多變，支護設計時按Ⅳ類不穩定圍巖考慮。建議巷道錨桿支護的基本形式為：錨桿+W鋼帶+網，或增加錨索；桁架+網，或增加錨索。推薦的頂板支護主要參數為：全長錨固，桿體直徑16～22 mm，桿體長度 1.6～2.4m，間排距 0.6～1.0m。

3）根據云泉煤業巷道的地質力學條件，采用太原理工大學采礦工藝研究所成果《煤巷錨桿支護設計專家系統》，對總回風巷的錨固參數進行初始設計。頂錨桿用φ20 mm×2 200 mm的高強螺紋鋼錨桿，間排距1 085 mm×1 200 mm。幫錨桿用φ20 mm×2 200 mm的高強螺紋鋼錨桿，間排距960mm×1200mm。錨索用φ17.8 mm×7200mm的高彈性低松弛度鋼絞線，間排距2 170 mm×3600mm。

3 數值計算模型

1）煤巖層條件。根據井田鉆孔資料和煤巖特性測定結果，如表2所示，計算中對測定的煤和巖石的強度參數綜合考慮0.8的龜裂系數。

表2 煤巖層及其力學參數

2）地應力條件。考慮到井田內出露的基巖有二疊系上統上石盒子組、下統下石盒子組，零星出露二疊系下統山西組及石炭系上統太原組，第四系黃土覆蓋在井田西部及東南部較平緩坡或溝谷中井田總體構造形態為一褶曲構造，井田構造屬簡單類型。井田內又未進行過地應力測試，計算時取σh=1.1σv。

3）開采條件。取9號煤厚1.5 m，賦存穩定，采用綜合機械化開采，工作面長度150m。

4）計算方法。采用美國大型巖土工程計算軟件FLAC3D，彈塑性材料模型。運用Mohr-Coulomb屈服準則判斷巖體的破壞：

式中：σ1、σ3分別為最大、最小主應力；C為材料的粘結力、φ為材料的內摩擦角；σt為抗拉強度；Nφ=（1+sinφ）/（1-sinφ）。當fs=0時，材料將發生剪切破壞；當ft=0時，材料將產生拉伸破壞。

5）計算模型。9號煤回風大巷的計算模型見圖1?；仫L大巷、膠帶大巷、軌道大巷均沿9號煤層頂板掘進，寬度均為4.74m，三條大巷中對中距離均為30m?；仫L大巷中心線距工作面停采線距離為30 m，模擬工作面推進100 m，軌道大巷中心線外側留30 m煤柱，模型沿工作面推進方向的長度220m。模擬9號煤厚1.5 m，頂板30m，底板19.5m，模型高度51m。模型沿大巷軸向取20 m，模型的長×寬×高＝220m×20m×51m。模型的四個側面為位移邊界，約束水平位移，底部為固定邊界，約束水平位移和垂直位移。模型劃分12 090個單元，18720個節點，網格大小發生變化時使用Attach語句聯接?？紤]煤層埋深100m、150m、200m、250m四種情況的圍巖穩定性。上覆巖層重力按均布荷載施加在模型的上部邊界。模擬時，在巷道頂底板中點、兩幫腰線處、錨桿錨索錨固高度位置布置，應力和位移測點。

圖1 總回風大巷計算模型

6）模擬過程。模型建好后，計算初始應力場至平衡，逐一開挖各條巷道；開挖后立即采用相應支護方式進行支護，計算至平衡后，讀取相應圍巖變形量作為初始值。整個模擬過程中，始終監測圍巖的應力和位移情況，記錄并存儲每步運算結果。然后模擬工作面的推進，以記錄工作面推進距離對回風大巷穩定性的影響規律。

4 試驗結果分析

1）圍巖屈服破壞特征。圖2示出埋深為不同的回風大巷圍巖屈服破壞特征。埋深100 m時，頂板沒有破壞，兩幫靠近兩底角位置沒有破壞、其余位置破壞深度0.5 m，底板沒有破壞，錨索最大軸力137.8 kN，破壞呈對稱分布。埋深150 m時，頂板沒有破壞，兩幫靠近兩底角位置破壞深度1 m、其余位置壞深度0.5 m，底板破壞靠近兩角位置破壞深0.5 m、其余位置沒有破壞，錨索最大軸力158 kN，破壞呈對稱分布。埋深200 m時，頂板沒有破壞，兩幫靠近兩角位置破壞深度1.0 m、其余位置破壞深度0.5 m，底板靠近兩角位置破壞深度0.5 m，其余位置沒有破壞，錨索最大軸力178.3 kN。埋深250 m時，頂板靠近兩角位置沒有破壞、其余部分破壞深度0.5 m，兩幫靠近底角位置破壞深度0.5 m、其余位置破壞1 m，底板靠近兩角位置破壞深度0.5 m、其余位置沒有破壞，錨索最大軸力199.1 kN。從圖4看，巷道圍巖是穩定的。

圖2 回風大巷圍巖屈服破壞單元分布圖

2）圍巖應力分布特征。a.圖3和圖4示出埋深為不同的回風大巷圍巖垂直應力分布云圖和分布曲線。由于巷道開挖，頂底板中部形成應力降低拱區，兩幫形成垂直應力升高區，頂板錨桿錨固范圍內垂直應力較小，其值是原巖應力的25～50%，為應力降低區。兩幫垂直應力基本呈耳狀對稱分布，應力升高區峰值點先出現于兩幫頂角，逐漸轉移至兩幫中部，且隨著埋深的增加，應力升高區范圍向兩幫深度延伸，垂直應力峰值增加。埋深100 m，垂直應力峰值3.62 MPa，為原巖應力2.50 MPa的1.448倍。埋深150 m，垂直應力峰值5.42 MPa，為原巖應力3.75 MPa的1.445倍。埋深200m，垂直應力峰值7.28 MPa，為原巖應力5.00 MPa的1.456倍。埋深250m，垂直應力峰值9.10MPa，為原巖應力6.25 MPa的1.456倍。錨固區內應力集中系數增大，兩幫頂底角處和中部的垂直應力核逐漸連成一片，并向兩幫深部轉移；峰值點出現于距巷道中心線2.87 m左右。從垂直應力的分布看，圍巖處于穩定狀態。b.圖5示出在埋深為不同的回風大巷圍巖水平應力分布云圖。巷道兩幫附近出現的水平應力降低區呈蝶狀對稱分布，范圍大致處于錨桿錨固范圍之內。頂底板為水平應力升高區，頂板應力呈拱形分布，高應力核首先出現于頂板兩角處，隨埋深增大，應力核范圍擴大、逐漸連通呈拱形上移，基本處于錨桿錨固范圍內。而底板的應力集中區則以反拱狀出現于底板中部，隨著埋深增大，范圍逐漸加大、并逐漸向巷道底板深處轉移。因此應在設計中強化兩幫的錨桿強度和長度，以減小巷道底鼓，防止兩幫向內滑移，減小圍巖的大變形。

圖3 回風大巷圍巖垂直應力分布云

圖4 回風大巷兩幫垂直應力分布曲線

3）圍巖位移分布特征。表3示出頂底板和兩幫移近量、錨固高度頂板下沉量、錨固范圍頂板離層量等，隨巷道埋深變化的計算結果。圖6示出埋深不同的回風大巷圍巖水平位移分布云圖，表明巷道圍巖處于穩定狀態。回采工作面的開采，使回風大巷的圍巖移近和頂板離層量的增加值均在9 mm以內，表明工作面回采對回風大巷的穩定性無明顯影響。

圖5 回風大巷圍巖水平應力分布云圖

表3 不同埋深時回風大巷圍巖變形量的計算結果

圖6 回風大巷圍巖水平位移分布云圖

5 錨噴支護設計

9號煤層巷道支護設計時應區分9號煤之上有較穩定的石灰巖層（厚度≥1m）、無較穩定的石灰巖層（厚度＜1m）、破碎圍巖的三種情況。

5.1 較穩定的石灰巖頂板

回風大巷沿9號煤層頂板掘進，矩形斷面，毛斷面寬×高=4800 mm×3 450 mm，錨噴支護設計見圖7。采用錨桿+鋼筋焊接網+錨桿梁的基本支護，快速承載預應力小直徑錨索加強支護，表面噴射厚度150 mm混凝土封閉圍巖。

圖7 較穩定的石灰巖頂板條件下回風大巷錨噴支護設計

1）頂錨桿：用φ20 mm×2 200 mm的高強螺紋鋼錨桿，間排距1100mm×1200mm，邊錨桿距巷幫200 mm，要求向巷幫側傾斜20°，每排布置5根，每孔使用S2360型和Z2360型樹脂錨固劑各1卷。采用125 mm×125 mm×10 mm鋼板壓制穹形托板，用φ4～6.5 mm的鋼筋焊接成網孔尺寸100 mm×100 mm，網片長×寬=2 500 mm×1 300 mm，每排2片，網片搭接100 mm，每隔200mm聯網2道。用φ14mm鋼筋焊接成錨桿梯子梁，在布設錨桿處焊接錨桿卡欄。

2）錨索：用φ17.8 mm×7 200 mm的高彈性低松弛度鋼絞線，間排距2 170 mm×3 600 mm，距巷幫1285 mm。每孔使用S2360型樹脂錨固劑1卷，Z2360型樹脂錨固劑2卷。長×寬×厚=250×250×16mm的穹形多功能鋼板托板。

3）幫錨桿：用φ20mm×2 200 mm的高強螺紋鋼錨桿，間排距950 mm×1 200 mm，上部錨桿距頂板300 mm，向上傾斜20°，下部錨桿距底板300mm，每孔使用S2360型和Z2360型樹脂錨固劑各1卷。用125 mm×125 mm×10 mm鋼板壓制穹形托板，用φ4～6.5 mm的鋼筋焊接成網孔尺寸100mm×100mm，網片長×寬=3550mm×1300mm，每排每側1片，網片搭接100 mm，每隔200mm聯網2道。采用φ14mm鋼筋焊接成錨桿梯子梁，在布設錨桿處焊接錨桿卡欄。

5.2 無較穩定的石灰巖層頂板

9號煤回風大巷的錨噴支護設計以圖7為基礎，但將錨桿排距調整為1 000 mm，錨索排距調整為3 000 mm，網片寬度調整為1100mm。

5.3 破碎圍巖

當遇斷層、陷落柱、地質構造影響帶，或圍巖較破碎、受頂板水嚴重影響的地段，要增加錨桿密度與錨索密度和長度。將錨桿排距變為800 mm，頂板每排6根，間距880 mm，頂板邊錨桿距巷幫200 mm，并向巷幫側傾斜20°；將錨索排距變為1 600 mm，每排2根，長度變為8200mm。要加強圍巖穩定性監測，必要時增加棚式支護，或采取注漿加固圍巖。

再者，基于上述研究，結合現有研究成果[1,3]，盡可能地增加安裝錨桿時的預緊扭矩，并盡量減小錨桿螺母與托盤或球墊之間的摩擦力。根據云泉煤業現狀，施工要求：兩幫采用可回收錨桿或玻璃鋼錨桿的預緊扭矩不低于70Nm，預緊力約10 kN；其余巷道的頂板和兩幫錨桿的預緊扭矩不低于100 Nm，預緊力約14 kN。錨索的張拉力不低于100kN?，F場工業性試驗表明，所選錨網支護參數安全可靠，可以滿足工況需要。

6 結論

1）研究了9號煤賦存的地質條件和開采技術條件，制訂了研究與支護設計方案。2）根據9號煤層的地質力學條件，運用煤巷錨桿支護設計專家系統對本次設計的巷道進行了錨桿支護參數的初始設計。在此基礎上，運用FLAC3D對設計巷道的圍巖穩定性進行支護效果研究，并結合現場實際將9號煤層頂板分為有較穩定的石灰巖層（厚度≥1 m）、無較穩定的石灰巖層（厚度＜1 m）和破碎圍巖三種情況，并給出了相應的支護方案。3）巷道圍巖的破壞均以剪切破壞為主，施工中要特別強調頂板兩側錨桿向外傾斜20°，確保預緊力達到設計要求，并盡量提高預緊力。4）現場必須重視施工錨桿、錨索預緊力達到設計要求；必須重視聯網質量與噴射混凝土對頂板的封閉質量；必須重視安裝錨桿時對錨桿鉆機高速旋轉的時間要求；必須重視定期對樹脂錨固劑及其他錨固構件性能參數的檢查與測定。

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