基于圍巖地質力學測試的巷道支護實踐

劉凡

（山西焦煤西山煤電集團公司杜兒坪礦，太原 030022）

基于圍巖地質力學測試的巷道支護實踐

劉凡

（山西焦煤西山煤電集團公司杜兒坪礦，太原 030022）

杜兒坪礦為完善南九盤區生產系統，對該盤區的2號煤皮帶巷沿巷道中線方向向西延伸。現有巷道采用錨帶網聯合支護，受礦壓及采動影響，頂板下沉、兩幫回縮量大、底鼓變形嚴重。延伸巷道段決定在全錨支護的基礎上，采用地質力學測試分析、巷道群應力分布特征分析、支護形式與參數選擇等技術手段，對巷道支護重新設計，確保支護強度滿足服務年限要求。

巷道；地質力學測試；支護設計；實踐

1 問題的提出

杜兒坪礦井田面積69.7 km2，設計生產能力500萬t/a。為了完善南九盤區生產系統，需提前對該盤區的2號煤皮帶巷再延伸473m。

南九盤區2號煤皮帶巷采用錨帶網聯合支護，受礦壓及采動影響，頂板下沉、底鼓嚴重、兩幫回縮量大。雖巷道變形嚴重，但全錨支護還是起到了支護作用，說明該區域的巷道完全能夠采用全錨支護，而巷道嚴重變形是因全錨支護的設計不合理。因此決定在全錨支護的基礎上，對該巷道延伸段的支護進行重新設計。

2 確定設計方案

目前在煤巷支護中，方案的確定和實施依然以經驗為主，隨意性很強，未能根據地質條件的不同，確定相應的支護，而對巷道穩定性起破壞作用的主要原因是巖體力學環境[1]與地應力狀態[2-3]。因此，本支護設計決定通過地質力學測試與分析[4-5]、巷道群應力分布特征分析[6]等手段進行理論分析，為錨桿支護形式和參數選擇提供技術支持。

3 方案實施路線

3.1 分析整理地質資料

南九盤區2號煤皮帶巷延伸段埋深497～592m。煤厚1.80～2.20m，平均2.00m，傾角2°～6°，平均3°。之上依次為砂質泥巖1.50～2.20m，2號上煤厚0.55m，砂質泥巖1.20m，粉砂巖3.01m。直接底為砂質泥巖0.1～0.77m，往下依次為細砂巖0.75～1.75m，粉砂巖5.15m。北鄰南九盤區2號煤軌道巷（未掘），南鄰南九盤區2號煤回風巷（未掘），見圖1。

3.2 地質力學測試與分析

在施工巷道附近選取兩個測量站，對煤巖體強度[7]與地應力進行測試，并觀察煤巖體整體結構。

3.2.1 巷道圍巖強度測試

使用WQCZ－56型巖體強度探測器，對兩測試位置頂板探孔深10m，進行巖體強度探測，另在巷道煤幫的探孔進行煤體強度探測，得出：南九盤區2號煤頂板的砂質泥巖抗壓強度平均33.5 MPa，粉-細砂巖抗壓強度平均70.1 MPa；2號煤體抗壓強度平均19.43 MPa。

3.2.2巷道圍巖結構觀察

用KDVJ-400型礦用電子窺視儀，利用探孔觀測巷道頂板巖體的構造面發育情況，得出：南九盤區2號煤層及頂板巖性與地質資料相符；直接頂砂質泥巖的厚度不穩定，當層厚較薄時易離層；層厚增大時，結構較為完整；南九盤區2號上煤之上巖層結構完整，僅局部有很少環向裂隙。

3.2.3 地應力測量

用SYY-56型小孔徑水壓致裂地應力探測器，測定地應力的程度與方位。測試數據如表1所示，并得到以下結論。

1）該巷道施工范圍最小水平主應力＜最大水平主應力[9]＜垂直應力，產生了應力場，且主要為垂直應力。

2）該巷道施工范圍內最大主應力方向在N9°E～ N14°W之間。

3）該巷道施工范圍最大應力在9～15 MPa之間，地應力場為中等。

3.2.4 數據分析

1）該延伸段地應力最大14.83 MPa，小于中等地應力水平峰值，且以垂直應力為主，頂板受水平應力影響很小，給巷道穩定性造成的破壞不大。

2）該延伸段布置方向為北偏東65°，但該區域地應力方位為北偏東9°，二者夾角56°，為非垂直關系，見圖2。

3）最大水平主應力方向最好與巷道軸向垂直[9]，但巷道方位已定，只能通過加強支護來減弱最大水平主應力給巷道穩定性造成的破壞。

3.3 數值模擬

該延伸段掘進斷面為矩形，寬4.6m，高3.3m。煤巖層力學參數，如表2所示。

構建對應的FLAC3D數值模型[10]，模型上部及內部荷載按測得地應力數值施加，以分析巷道圍巖應力分布特征及塑性范圍，來指導支護設計，得出：該延伸段頂底板屈服區域0.5m；左、右幫屈服區域2.0m，且大于其它巷道，因此，在支護設計時，需對兩幫格外關注。

按南九盤區2號煤軌道巷、南九盤區2號煤皮帶巷和南九盤區2號煤回風巷的次序模擬施工，形成應力分布特征，見圖3和圖4，得出：

1）該延伸段兩側發生應力集中，右側距煤幫2.14m為應力最大值點，峰值20.9 MPa，集中系數1.52；左側距煤幫3.07m為應力最大值點，峰值21.0 MPa，集中系數1.52。

2）該延伸段兩側受集中應力作用相差不大，但左幫受影響的范圍比右幫大，因此在兩幫特別是左幫的支護上，要考慮錨桿（索）長度對圍巖的控制作用。

3.4 支護參數計算

3.4.1 巷道兩側破壞深度

式中：C為巷道兩側破壞深度，m；Kσ為應力集中系數，Kσ＝Ks×Ka=2.3×1.17=2.69；Ks為應力集中系數，和巷道斷面有關，取2.3；Ka為受靠近工作面老空區波及系數，由式（2）確定：

式中:X為煤柱實測寬度，取20m；σrm為老頂單向抗壓強度，實測平均值70 MPa；h為采高，取3.2m；hi為直接頂厚度，實測平均值1.85m；σcc為巷道截割煤層的單向抗壓強度，實測平均值19.43 MPa；γ為巷道上覆巖層密度，實測平均值24 kN/m3；H為巷道埋深，平均值540m；α為煤層傾角，平均3°；hc為巷道截割煤層厚度，取巷道高度3.3m；l為巷道截割煤層最大寬度，取巷道寬度4.6m；μ為煤層波松比，取0.45；φ為煤層內摩擦角，為20°。

代入式（1）中，得：

3.4.2 確定巷道頂板破壞高度

式中：b為巷道頂板破壞高度，m；a為巷道半寬度，取2.3m；C為巷道兩幫破壞深度，1.35m；λ為巷道側壓系數（考慮水平應力作用），由式（4）確定：

Ky為頂板巖層完整系數，與巖層節理裂隙、分層厚度和強度等多種條件相關，由式（5）確定：

式中：D1為分層厚度0.3m；D2為節理間距，0.2m；σcr為頂板巖層單向抗拉強度，取70 MPa。

代入式（3）得：

3.4.3 確定頂板載荷集度

式中：Qr為頂板載荷集度，kN/m。

3.4.4 確定巷幫載荷集度

式中：Qs為巷幫載荷集度，kN/m。

3.4.5 確定頂錨桿支護參數

頂板破壞高度大于0.2m且小于1.6m，所以按以下方法確定：

1）頂錨桿長度

式中：Lbr為頂錨桿長度，m；Δ為錨桿外露與錨固段長度之和，取1.4m；B為巷道頂板破壞高度，0.88m。根據計算結果，結合礦用錨桿長度選型，采用L=2 400mm螺紋鋼錨桿。

2）頂錨桿直徑

式中：d為錨桿直徑，mm；Q為錨固力，由拉拔試驗確定為90 kN；σt為錨桿抗拉強度，400 MPa。

將數據代入式（9）得：

根據計算結果，同時為提高頂板支護效果，采用直徑22mm螺紋鋼錨桿。

3）頂錨桿排距

式中：Dr為錨桿排距，m；Pr為錨桿拉拔力，取90 kN；K為安全系數，取最大值3；Qr為頂板載荷集度，143.8 kN/m。根據計算結果并取整數，確定頂板支護排距為1.0m。

4）每排錨桿數量

式中：N為錨桿根數,根；K為安全系數，取3；Qr為頂板載荷集度，143.8 kN/m；Dr為錨桿排距,1.0m；Pr為錨桿拉拔力，取90 kN；

為保證頂板支護強度，在此結果基礎上增加至6根。

5）頂錨桿間距

式中：A為錨桿間距，m；Q為錨桿設計錨固力，90 kN；H為冒落拱高度，由直接頂厚度確定為2.2m；γ為被懸吊直接頂密度，取24 kN/m3；K為安全系數，一般取K=2。根據計算結果，結合巷道寬度，選擇頂錨桿間距為0.8m。

3.4.6 確定頂錨索支護參數

選用長2 400mm的錨桿進行頂板支護時，存在錨固端錨在2號上煤層中的現象，另外南九2號煤皮帶巷延伸段直接頂厚度1.5m～2.2m，其上部2號上煤厚0.5m，同時巷道跨度較大，所以在頂板打注錨索加強支護。假設巷道頂板因錨桿支護失效而冒落至老頂，則最大冒落高度3.8m，其中巖石容重24 kN/m3，2號上煤容重1.35 kN/m3，冒落面積系數取0.8，則巷道施工方向1m內冒落重量為：Q1= (4.6×1×3.3×24+4.6×1×0.5×1.35)×0.8=293.9 kN，據此計算錨索支護參數。

1）頂錨索排距

式中：Lb為頂錨索排距，m；K1為安全系數，取2；T為錨索額定破斷載荷，取400 kN；Q1為巷道施工方向每米冒落拱內的巖體重量，293.9 kN。根據計算結果并取小值，確定頂錨索支護排距為1.0m。

2）頂錨索布置形式。錨索按1m排距呈“2-1-2-1”的五花形狀垂直于頂板打注在每排頂錨桿之間。

3）頂錨索錨固段長度

式中：Lc為頂錨索錨固段長度，m；K2為錨固安全系數，考慮采動影響，取2；T為錨索額定破斷載荷，取400 kN；P1為樹脂和錨索的粘結強度，取10 N/mm2；d為錨索直徑，取21.6mm。

4）頂錨索的長度：該巷道頂錨索最小長度為錨固段最小長度1 179mm、直接頂最大值2 200m、2號上煤厚度500mm、老頂下部砂質泥巖1 100m以及錨索外露250mm之和，為5 229mm，取值5 300mm。

3.4.7 確定幫錨桿支護參數

根據數值模擬分析結果，皮帶巷左、右幫的屈服區域達2.0m，因此幫錨桿長度至少2m以上。

1）幫錨桿長度

由于0.3＜C=1.35＜1.5m，按以下方法確定：

式中：Lbs為錨固安全系數，考慮采動影響，取2；C為巷道兩幫破壞深度，1.35m；Δ為錨桿外露長度和錨固段長度之和，取0.8m。經計算，選用長2 400mm螺紋鋼錨桿。

2）幫錨桿直徑。由式（9）計算，同時為提高頂板支護效果，采用直徑22mm螺紋鋼錨桿。

3）幫錨桿排距：根據巷道支護施工循環等因素，幫錨桿排距與頂錨桿排距同為1.0m，且幫錨桿每排與頂錨桿每排在巷道斷面上的位置保持對應一致。

4）每排一側幫錨桿數量

式中：Ns為每排幫錨桿數量，根；K為安全系數，取3；Qs為兩幫載荷集度，48.5 kN/m；Dr為錨桿排距，取1.0m；Ps為錨桿拉拔力，取90 kN。為提高支護效果，防止滾幫等情況發生，巷幫一側支護采用4根錨桿，兩幫共8根。

5）幫錨桿間距：考慮到幫錨桿規格與頂錨桿相同，且支護巷幫為煤體，強度小于頂板強度，因此幫錨桿的支護間距與頂錨桿同為0.8m。

3.4.8確定幫錨索支護參數

根據數值模擬分析，南九2號煤皮帶巷延伸段右側距煤幫2.14m為最大值點（峰值20.9 MPa），特別是左側遠離煤幫3.07m是應力最大值點（峰值21.0 MPa），已經超過幫錨桿支護范圍，因此在兩幫支護時，使用幫錨索對圍巖加強控制。

1）幫錨索長度：由式（14）得出錨索錨固段長度至少1 179mm，同時巷道左幫最大應力峰值位置為3 070mm，加上錨索外露250mm，得出錨索長度4 499mm，取4 500mm。

2）幫錨索排距：左側幫錨索排距1.0m，右側幫錨索排距2.0m。

3.4.9 其它支護配件

1）樹脂錨固劑均為先裝快速藥卷，使用數量如表3所示：

2）錨桿配件：M24×3mm高強螺帽、高強尼龍墊圈、高強調心球墊、150mm×150mm×12mm高強拱型托片（承載力≥255 kN）；4mm×280mm×400mm W型鋼板（幫用）。

3）錨索配件：鎖具、300mm×300mm×16mm方鐵托片。

4）頂網：6號鋼筋網，長2.8m，寬1.1m，網孔60mm×60mm。

5）W鋼帶：厚度4mm，寬280mm，長度4 200mm。

6）幫網：12號鐵絲編制的菱形金屬網，長2.8m，寬2m。

4 結束語

南九盤區2號煤皮帶巷延伸段施工完畢后，根據現場觀測，頂板最大下沉值為62mm，底鼓最大值53mm，巷道兩側最大位移值164mm，頂板最大離層值23mm，總位移值均在支護設計預期之內，至今沒有發生撕裂鋼帶、崩斷錨桿、扯壞頂幫網現象，支護達到了預期目的，取得了較好效果。

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Roadway Support Practice Based on Geological Mechanics Testing of Surrounding Rock

LIU Fan
(Du'erping Mine,Xishan Coal and Electricity Group,Shanxi Coking Coal Group,Taiyuan 030022,China)

Toimprove the production in south panel 9 ofDu'erpingMine,No.2 belt roadwayextended to the west along the direction of the center line.Combined support with bolt,belt,andmesh was used. Under the condition ofmine pressure andmining,roof sank,resilient amount was large,and floor heave deformed severely.For the extended roadway,it was decided to use geologicalmechanics testing,feature analysis of roadway group stress distribution,and some techniques,including supportingmethods and parameter selection to redesign the roadway in order to ensure the supporting stress and satisfy the requirement ofservice life with all-bolt support.

roadway;geologicalmechanics testing;supportingdesign;practice

TD325

A

1672-5050（2015）05-0053-05

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.018

（編輯：劉新光）

2015-07-06

劉凡（1984-），男，遼寧鐵嶺人，工程碩士，工程師，從事煤礦技術管理工作。