屯蘭礦軟巖巷道錨網索聯合支護技術研究

侯運炳，高振亮,，于 輝，趙云軒,陳林林

(1. 中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京 100083; 2. 山西煤炭運銷集團有限公司, 山西 太原 030002)

屯蘭礦12501運輸巷道圍巖破碎，巷道斷面大，由于受掘進及煤柱支承壓力影響，掘進期間巷道變形強烈，兩幫位移量和頂底板位移量都很大，嚴重影響了巷道的使用。依據該巷道地質條件及巷道布置情況，提出了錨網索聯合支護方案[1-3]，并對試驗段巷道進行了礦壓觀測。

1 工程地質概況

1.1 礦井地質概況

屯蘭煤礦位于呂梁-太行斷塊五臺山塊隆古交向斜的南部，俗稱太原西山向斜。其西部為呂梁山復式背斜，東部為山西 斷陷盆地系中部的太原-晉中盆地。井田內地層走向30～60°，傾向南西，傾角2～15°，呈北北東向南南西傾伏的波浪狀單斜構造。有少量寬緩褶皺，但次一級小型波狀褶曲發育。斷層較多且成組出現，本井田地質構造復雜程度為簡單～中等。

1.2 煤層及頂底板情況

2#煤層均厚為4.25m，屬較穩定的厚煤層，煤層結構簡單，裂隙較發育，平均傾角2.5°，最大為6°，為近水平煤層。煤層頂板以薄層狀的粉砂巖和泥巖為主，并夾雜砂質泥巖互層。巖性松軟，機械強度低，節理裂隙發育，屬不穩定頂板；底板以碳質泥巖及砂質泥巖為主，局部為3#煤層，富含植物根須化石，較松軟，遇水易膨脹，易發生底鼓現象，為不穩定底板巖層。

1.3 巷道布置

12501工作面運輸巷道位于南五盤區，北西與南五軌道巷和南五膠帶巷相接，北與白草塔保護煤柱相鄰，北東與南四采區相鄰，南東與土地溝斷層保護煤柱相接，南西與12503工作面采空區相鄰。巷道凈寬4.8m，凈高3.5m，矩形斷面，斷面面積16.8m2，設計長度為1596m，沿2#煤層頂板掘進。

1.4 巷道變形破壞情況

12501巷道由于頂板巖層完整性差、裂隙發育，底板松軟易膨脹，掘進過程中巷道礦山壓力顯現劇烈，表現為頂板破碎形成網兜、頂板和幫部變形量大，根據1個多月的礦壓監測數據分析，在無支護情況下，兩幫移近量最大達302mm，頂底板移近量最大達252mm，且有進一步增大的趨勢，嚴重影響了正常使用，因此迫切需要進行支護方案設計。

2 錨網索聯合支護方案

依據該巷道地質條件及巷道布置情況，考慮軟巖巷道圍巖變形的特殊性，提出了錨網索聯合支護方案。

2.1 頂板支護

頂板支護設計采用“錨桿+錨索+8#菱形金屬網+Φ16圓鋼托架”的聯合支護方式。頂錨桿采用Φ22mm×2400mm的螺紋鋼錨桿，間排距為1800mm×950mm，采用兩卷樹脂藥卷錨固，一卷CK2380在上，一卷K2380在下錨固，預緊扭矩不小于200N·m。頂錨索型號為Φ21.6×6300mm，錨索間排距為1800mm×950mm，三根三根交錯布置，均打設到托架眼里。頂網采用Φ16圓鋼托架加8#菱形金屬網。

2.2 巷幫支護

兩幫采用“錨桿+8#菱形金屬網+Φ10圓鋼托架”的支護方式，靠采空區幫打設錨索補強支護。幫錨桿采用Φ20×1800mm的螺紋鋼錨桿，間、排距為800mm×950mm，采用一卷CK2380藥卷錨固，預緊扭矩不小于150N·m，錨桿錨固力不小于105kN。靠采空區巷幫錨索采用Φ17.8mm×4000mm，間排距為2490mm×1900mm，按每2排打1根，用Φ10圓鋼托架首尾相連，三花布置。

3 數值模擬分析

3.1 模型建立

針對屯蘭礦的地質采礦條件，根據采礦工程問題特點，建立相應的數值分析模型。由巖石力學理論可知，巷道掘進后圍巖應力重新分布，受支承應力影響范圍約為巷道半徑的5倍左右。為了盡可能小地避免邊界效應，模型尺寸取50m×150m×60m，模型左右邊界約束為u=0，v≠0，下部邊界約束為u=v=0(其中u為水平位移、v為垂直位移)，上部邊界施加垂直載荷模擬上覆巖層底重量[4-5]。計算模型見圖1，計算所采用的圍巖力學參數見表1。

圖1 數值分析計算模型

表1 模型巖層力學參數

巖性容重/(kg·m-3)體積模量/GPa剪切模量/GPa抗拉強度/MPa黏結力/MPa內摩擦角/°細砂巖25804.472.180.601.3635中粗砂巖26334.401.840.681.2530煤14470.800.40.300.5023砂質泥巖25634.742.710.500.8026泥巖25753.071.660.450.7024

3.2 模擬結果與分析

3.2.1 圍巖應力分布特征

在光源的選擇上，首先需要考慮激光的波長對系統的影響.如圖7所示，分別以常用的中心波長為325 nm、488 nm和632 nm的單色激光作為光源，在matlab中畫出歸一化光強隨腔長變化的曲線.根據式(2)可得，光強的極大值和極小值分別為

圖2、圖3分別為巷道開挖并施加錨網索支護后垂直應力和水平應力圖，從圖2、圖3中可以看出:巷道掘進后，原有的應力平衡被打破，圍巖應力重新分布。垂直應力在巷道兩幫形成應力集中，兩幫錨桿對煤壁起到擠壓錨固作用，而錨網又可以將錨桿之間的非錨固巖層載荷傳給錨桿，使巷道錨固體仍保持三向應力狀態，提高了煤體強度，因而在兩幫邊緣并未發生大的塑性破壞。由于巷道底板較軟且沒有實施支護，水平應力集中區向底板深處傳播，與巷道距離較頂板更遠。

3.2.2 圍巖變形特征

圖4、圖5分別為巷道開挖并施加錨網索支護后垂直位移和水平位移圖，由圖4、圖5可以看出: 施加錨網索支護體系后，巷道圍巖得到加固，圍巖變形量不大，頂板最大垂直位移僅為10.6mm，底板最大垂直位移為12.5mm，巷道兩幫水平位移僅為35mm，變形量很小，表明圍巖得到了很好的控制。

4 礦壓監測及分析

4.1 監測內容

本次礦壓觀測內容主要有巷道表面位移監測、巷道頂板深部位移監測。在巷道試驗段共布置5個測站，分別距12501運輸巷道巷口162m、270m、358m、415m、615m。測站地點的選取既要反映一般條件下巷道收斂量，又要反映圍巖破碎段的巷道收斂量。

圖2 垂直應力云圖

圖3 水平應力云圖

圖4 垂直位移云圖

圖5 水平位移云圖

1)巷道表面位移監測。表面位移監測采用“十”字布點法[6-8]，用測桿和鋼卷尺進行測讀。

2)巷道頂板深部位移監測。頂板深部位移監測采用四基點機械式深基點位移計，孔內基點位置分別距孔口1.2m、2.5m、4m、8m共四處。

4.2 礦壓監測結果分析

對5個測站的表面位移量觀測45天后，巷道圍巖基本不再受掘進影響，圍巖變形趨于穩定。

由表2可知，12501運輸巷道掘進期間，巷道試驗段圍巖變形量較小，巷道頂底板最大位移量為31mm，兩幫最大位移量為43mm，巷道穩定后頂底板及兩幫移近速度均低于0.5mm/d，這表明錨網索聯合支護有效降低了巷道變形量，使巷道保持穩定。

4.2.2 巷道頂板深部位移分析

通過深基點位移計觀測巷道頂板深部位移，在對5個測站進行連續觀測45天后，得出巷道掘進期間圍巖深部變形情況，見表3。

由表3可知，巷道頂板淺部變形較深部變形大，0～1.2m處位移量約為6mm，而4～8m處位移量僅為1mm左右，這說明頂板變形主要發生在淺部巖層，表明錨索支護對深部圍巖控制作用顯著。

4.3 礦壓監測與數值模擬結果對比分析

對實施錨網索聯合支護方案后的巷道進行數值模擬分析及礦壓觀測，并與無支護下的巷道變形量進行對比分析，如表4所示。可以看出，在實施支護前，巷道變形量很大，嚴重影響巷道穩定，實施錨網索聯合支護后，頂底板及兩幫移近量均保持在較低水平，且數值模擬分析得出的變形量和礦壓監測結果比較相近，表明錨網索聯合支護技術可以有效地控制軟巖巷道的圍巖變形。

表2 掘進期間巷道表面位移統計

表3 掘進期間巷道頂板深部位移統計

表4 巷道變形量對比分析

5 結論

1)無巷道支護時，巷道變形量很大，根據1個多月的礦壓監測結果分析，兩幫移近量最大達302mm，頂底板移近量最大達252mm，且有進一步增大的趨勢，巷道難以保持穩定，因而提出了錨網索聯合支護方案。

2) 對實施錨網索聯合支護方案后的巷道進行數值模擬分析及礦壓觀測，得到的巷道圍巖變形量比較相近，均保持在較低水平，在觀測期內，頂底板最大位移量為31mm，兩幫最大位移量為43mm，巷道變形趨于穩定。

3) 頂板深部位移分析表明巷道頂板變形主要發生在淺部，深部位移量小，說明錨索能有效控制頂板深部破壞，錨索和錨桿相匹配可實現聯合支護。

4) 錨網索聯合支護技術可以有效地控制軟巖巷道的圍巖變形，為類似條件下的巷道支護，提供了一種可行的技術參考。

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