某礦-650 m水平大巷軟弱破碎圍巖支護方案優化設計

馬 輝

（汾西礦業集團賀西煤礦， 山西 柳林 033300）

1 工程概況

1.1 巷道圍巖

某礦-650 m水平車場巷道位于礦井北三采區皮帶下山-650 m處，該車場巷道設計長220 m，坡度為0°。巷道斷面形狀為直墻半圓拱，凈寬為5.2 m，巷寬為5.44m，凈高為4.5m，巷道掘進面積為21.95 m2，巷道凈面積為20.49 m2。-650 m水平車場巷道布置如圖1所示。該車場巷道為穿巖層巷道，各煤巖層整體為傾向南東的單斜構造，巖層傾角16°～27°，平均 20°。

圖1 -650 m水平下車場巷道布置平面圖

-650 m水平車場頂底板巖層較復雜，表1為3煤頂底板巖性特征表。

1.2 -650 m軌道大巷原有支護方案

-650 m軌道大巷采用錨網索噴聯合支護，所用的支護材料主要為錨桿、金屬網、鋼筋梯、錨索以及噴射混凝土，錨桿間排距為800 mm×800 mm，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm，混凝土噴厚為120 mm。巷道每排安裝5根錨索，分別由巷道中心線偏移1 600 mm。

表1 3煤頂底板巖層巖性表

1.3 -650 m南翼回風大巷原有支護方案

該巷道主要采用錨網索梁梯噴聯合支護的支護方式，支護材料與軌道大巷相同。錨桿間排距為800 mm×800 mm，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm，混凝土噴厚為120 mm。巷道每排安裝2根錨索，安裝位置分別為巷道中心線偏移1 600 mm。

1.4 -650 m南翼皮帶大巷原有支護方案

該巷道布置位于3煤頂板巖層內，巷道部分穿過3煤，水平標高-650 m。該巷道采用錨網索梁梯噴聯合支護。錨桿間排距為800 mm×800 mm，錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm，混凝土噴厚為120 mm。巷道每排安裝3根錨索，分別由巷道中心線偏移1 600 mm。

-650 m水平三條大巷在采用上述支護方案后，支護效果不理想，出現了嚴重的巷道內擴現象，導致各巷道無法發揮各自功能，嚴重影響了煤礦的正常生產。大巷經加固修復后，支護效果仍不明顯。因此，提出針對該實際情況的支護優化方案是該礦亟待解決的問題。

2 -650 m水平軌道大巷支護方案數值模擬分析

2.1 模型建立及模擬方案

-650 m水平軌道大巷的仿真模型長40 m，寬32 m，高40 m。根據各巖性的實際情況，對模型中各巖層賦予不同的力學參數。本構模型設定為摩爾-庫侖模型。各側面及底面均固定，防止其產生位移干擾模擬結果，模型上表面施加相當于650 m巖土自重應力的荷載，大小為16 MPa，水平應力取垂直應力的1.3倍，施加大小為21 MPa的載荷，模擬深部巖體的水平應力[1-3]。

由于該軌道大巷圍巖較軟弱破碎，原有支護方案的支護效果很不理想，而且原有的支護方案未對巷道底板進行處理，導致巷道四周的圍巖應力向底板轉移，造成巷道嚴重底鼓的現象。根據平衡支護技術所述，設計考慮支護的同時，添加巷道底板圍巖支護，控制底板圍巖變形。因此，設計決定對巷道底板施工反底拱，將巷道臥底400 mm，并將巷道兩底角施工成拱形，以減小兩底角部位的應力集中；嵌套25U型鋼構成反底拱梁，并在U型鋼兩側各打一排底板錨桿，每排錨桿與底板呈70°夾角，平衡掉來自巷道底板圍巖的應力；最后，以巖土層覆蓋，完成整個反底拱的施工。本次研究模擬相同地質條件下采用三種不同的支護方案支護巷道時的圍巖變形情況，根據計算結果對比三種不同支護方案的支護效果[4-5]。模擬支護方案如下：

方案1：該方案為-650 m水平軌道大巷原有的支護方案，其支護效果不理想，采用該方案后，巷道出現圍巖內擴現象，不但延誤了井下生產作業，還增加了支護費用。該方案的模擬結果可作為方案對比時的參考，另外兩種模擬結果中的圍巖位移都應比該方案的小一些。

方案2：該方案在方案1的基礎上增加了支護密度，分別在頂板和兩幫增加了錨桿支護，以減小支護結構受力，限制巷道頂板及兩幫圍巖的位移。同時，該方案調整了錨桿的安裝位置，增加了巷道底角錨桿，以減小巷道底角部位圍巖的位移。

方案3：該方案在方案2的基礎上增加了錨索支護，即在巷道兩底角上方增加錨索支護，并對巷道進行反底拱及底板支護的施工，即：將巷道臥底400 mm，并將巷道兩底角施工成拱形；沿底板嵌入U型鋼作反底拱梁，穿過每排U型鋼施加底板錨桿；最后以巖土層覆蓋。

運用FLAC 3D模擬構建的仿真模型分別采用以上三種支護方案時，由所得的數值模擬結果可以看出：當模型施加方案1的支護方式時，巷道兩幫圍巖最大水平位移為92.4 mm，巷道頂板圍巖最大垂直位移為63.6 mm，底板圍巖最大垂直位移為110.3 mm，巷道圍巖內擴現象比較明顯。當模型施加方案2時，巷道兩幫圍巖最大水平位移為55.3 mm，頂板圍巖最大垂直位移為30 mm，底板圍巖最大垂直位移為60 mm，與方案1的結果相比，巷道圍巖內擴現象有所緩解，可見方案2的支護效果好于方案1。當模型施加方案3時，巷道兩幫圍巖的最大水平位移為36.2 mm，頂板圍巖最大垂直位移為38.4 mm，底板圍巖最大垂直位移為24.3 mm。與方案1的結果相比，巷道圍巖變形很小，支護效果好于方案1；與方案2的結果相比，底板圍巖位移量有所下降，但頂板下沉量有些許增大，因此方案3可用于支護底板巖性較軟的巷道。經過以上分析可知，-650 m水平軌道大巷采用方案2和方案3都可有效地支護巷道圍巖，且圍巖支護效果明顯好于原有的支護方案。

2.2 軌道大巷支護方案

根據模擬結果分析，共為-650 m軌道大巷設計兩套支護方案。兩套方案均為錨網索噴支護，支護材料為：金屬網、鋼筋梯、錨桿、錨索、混凝土噴漿，方案1不做底板處理，方案2對地板進行反底拱施工。兩方案主要作為軌道大巷下一階段掘進支護方案，一般情況下采用方案1，當掘進揭露圍巖條件較差，巖體泥化變軟、節理裂隙發育等情況時采用方案2。

2.3 回風大巷支護方案優化設計

同樣，-650 m回風大巷也設有兩套方案，一般情況下采用方案1，掘進揭露圍巖條件較差時采用方案2。

當巷道掘進揭露圍巖條件較差時，可按照上述大巷支護方案中的反底拱施工法進行底板處理。

3 支護效果觀測

3.1 支護效果觀測方案

圖2 支護效果觀測測點布置圖

本次支護效果觀測主要測量巷道的表面位移，即兩幫移近量和頂底板移近量。觀測區域主要位于-650 m水平軌道大巷內，共設置4個測點，分別編號為1—4號測點，測點布置如圖2所示。每個測點為1個觀測斷面，每個斷面的兩幫及頂底分別安設對齊的測釘，每隔一段時間用測槍及塔尺測量巷道兩幫及頂底板間的距離，觀察距離隨時間的變化，可檢驗支護方案是否成功。

3.2 觀測結果分析

1）大巷1號測點頂底板位移很小，若忽略測量誤差可認為該斷面頂底板圍巖未發生變形。兩幫位移變化也較小，最大位移為9.5 mm，之后趨于穩定。由此可以看出，該段巷道圍巖較為穩定，支護效果良好。

2）大巷2號測點頂底板幾乎沒有發生變形。兩幫位移變化也較小，最大位移為2 mm，之后趨于穩定。由此可以看出，該段巷道圍巖變形很小，支護效果良好。

3）大巷3號測點頂底板位移很微小。巷道兩幫圍巖最大移近量為42 mm，比之前幾個斷面稍大些，但之后趨于穩定。由于該段巷道進行過臥底操作，導致該測點位移變化呈驟變狀態后趨于穩定，在此期間的頂底板位移測量取修正值。

4）大巷4號測點頂底圍巖幾乎沒有變形，巷道兩幫圍巖最大移近量為36 mm，并逐漸趨于穩定。可見，該段巷道變形較小，支護方案合理。

4 結論

1）當掘進過程中地質條件較差、圍巖變軟、節理裂隙發育時，應對巷道底板進行反底拱施工處理，以穩定巷道底部圍巖，減小巷道變形，供下一步大巷的掘進支護使用。

2）本文提出的設計方案適合該礦的實際條件，可應用于支護該礦巷道。