某礦軟巖回采巷道圍巖支護(hù)優(yōu)化分析

曲 濱

（汾西礦業(yè)集團(tuán)水峪煤業(yè)， 山西 孝義 032300）

1 工程背景

+20 m N7SK3運(yùn)輸巷作為某礦回采5313工作面的主要巷道，滿足回采時(shí)通風(fēng)、運(yùn)輸及行人等的主要巷道。該工作面位于+20 m水平北六石門至北七石門之間。以南北五石門至北六石門K3煤巷尚未掘進(jìn)；以北七石門至北八石門K3煤巷尚未掘進(jìn)；以上+100 m水平北六石門至北七石門K3煤巷尚未掘進(jìn)；以下-60 m水平北六石門至北七石門；上覆K4煤層、下覆K1煤層均未開采。地面位于巖口灣一帶，地面標(biāo)高784.00～947.00 m。K3煤層為半暗至半亮型煤，煤質(zhì)較硬，含黃鐵礦結(jié)核，煤巖層走向N48°E，傾向 SE，傾角 33°～35°，平均 34°。由于K3煤層直接頂板為泥巖及砂質(zhì)泥巖，隔水性較好，由于局部受構(gòu)造破壞，老頂細(xì)砂巖中的少量裂隙水或流入工作面，但對(duì)施工無大的影響[1-3]。

為準(zhǔn)確掌握K3煤層5313工作面回采巷道圍巖狀況，特別是底板巖層的巖性，同時(shí)為定量研究巷道圍巖的穩(wěn)定性提供依據(jù)以及為數(shù)值模擬研究提供數(shù)據(jù)支持，通過現(xiàn)場(chǎng)鉆取巖芯，探測(cè)地層組成并測(cè)定其物理力學(xué)參數(shù)。可見，K3煤層頂板和底板均為泥巖。煤層底板也主要由泥巖、細(xì)砂巖和砂質(zhì)泥巖的混層構(gòu)成，巖石塑性較大、強(qiáng)度較低，是底板難以支護(hù)的主要原因之一[4-5]。

2 支護(hù)方案的提出

2.1 回采巷道原支護(hù)設(shè)計(jì)

K3煤層回采巷道原支護(hù)方式為錨網(wǎng)支護(hù)，半圓拱斷面，斷面凈寬3.1 m，全寬3.3 m，凈高2.2 m，支護(hù)間距0.8 m（遇斷層或構(gòu)造帶可縮小錨桿排拒0.6 m），錨桿間距0.8 m，掘進(jìn)斷面積7.5 m2，凈斷面積5.7 m2。

錨桿規(guī)格：采用Φ18mm的普通建筑螺紋鋼作為錨桿材料，全長(zhǎng)1.8 m；錨固材料：選擇端頭錨固樹脂錨固劑；鋼墊板的規(guī)格：100mm×100mm×10mm（長(zhǎng)×寬×厚）；鋼筋梯規(guī)格：采用Φ12mm鋼筋加工成“U”形，并每隔0.8 m在豎筋上焊接兩根橫梁，橫梁間距0.1 m，形成梯子。臨時(shí)支護(hù)錨桿不鋪設(shè)錨網(wǎng)。

從K3煤層回采巷道原支護(hù)方式可以看出，巷道底板處于泥巖中，對(duì)頂板和兩幫進(jìn)行了相對(duì)有效的支護(hù)，對(duì)底板則沒有任何支護(hù)措施，致使圍巖應(yīng)力作用于底板形成擠壓流動(dòng)性底鼓。因此，分別從改變巷道的圍巖性質(zhì)和改變支護(hù)形式的角度提出兩種支護(hù)方案，運(yùn)用FLAC3D模擬軟件進(jìn)行分析研究。

2.2 擬采用巷道支護(hù)設(shè)計(jì)

結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況、實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)以及采礦理論，擬對(duì)K3煤層回采巷道提出新的支護(hù)方案具體如下：

采用“自鉆式中空注漿讓壓錨桿+高強(qiáng)讓壓錨桿+‘W’型鋼帶+金屬網(wǎng)+鳥窩讓壓錨索”聯(lián)合支護(hù)。具體支護(hù)參數(shù)為，頂板每排布置5根高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿，規(guī)格為Φ20mm×2000mm，配合2400mm×l50mm×3mm的W形四眼鋼帶，錨桿間排距為1000mm×l 000mm；巷道兩幫各使用4根Φ18mm×l 800mm高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿，錨桿間排距為1000mm×1000mm，配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼鋼帶；巷道底板布置4根Φ18mm×1800mm自鉆式中空注漿讓壓錨桿，錨桿間排距為1000mm×1000mm，巷道頂板布置兩排錨索，錨索規(guī)格為Φ15.24mm×7500mm。

3 回采巷道支護(hù)方案模擬分析

3.1 支護(hù)方案及模擬效果分析

3.1.1 原支護(hù)條件下的巷道支護(hù)模擬分析

1）原支護(hù)條件下的巷道垂直位移、水平位移如圖1、圖2所示。

圖1 原支護(hù)條件下巷道垂直位移（mm）分布圖

圖2 原支護(hù)條件下巷道水平位移（mm）分布圖

從圖1、圖2可以看出：在原支護(hù)條件下，巷道周圍巖體在圍巖應(yīng)力作用下產(chǎn)生向巷道空間的位移，距巷道表面越近的巖體，其位移變化越大。而且在原有支護(hù)條件下巷道的頂板和兩幫變形相比無支護(hù)條件下效果明顯，頂板與兩幫得到了有效的控制，底板位移的相對(duì)變化比較大，從原來的最大鼓出量829mm左右變?yōu)楝F(xiàn)在的710mm左右，底鼓量雖然有一定減少，但底鼓現(xiàn)象仍然非常嚴(yán)重，巷道的兩個(gè)幫角也處在水平位移的最大范圍內(nèi)。這可以更加充分地說明底鼓的形成與巷道幫角巖體向巷道空間內(nèi)擠壓分不開。

2）原支護(hù)條件下巷道塑性破壞范圍如圖3所示。

圖3 原支護(hù)下塑性區(qū)破壞范圍分布圖

從塑性區(qū)圖3中可以看出，在原支護(hù)條件下，巷道頂板和兩幫的塑性區(qū)范圍有了明顯改善，但仍有變形，巷道底板主要被拉剪破壞，且塑性區(qū)范圍約為4 m，由于底板并未進(jìn)行有效的支護(hù)措施，巷道圍巖應(yīng)力作用于底板中，當(dāng)應(yīng)力超過底板巖層的抗拉極限時(shí)，底板巖體受水平應(yīng)力擠壓流動(dòng)到巷道內(nèi)，形成巷道底鼓。當(dāng)巷道底板巖層變形隨著時(shí)間的延續(xù)逐漸增大時(shí)，其底鼓量也會(huì)增加。因此，要控制住巷道底鼓，必須對(duì)巷道底板進(jìn)行有效的支護(hù)措施。

3.1.2 支護(hù)模擬方案及效果分析

針對(duì)K3煤層5313工作面回采巷道的具體地質(zhì)條件，提出各個(gè)支護(hù)方案，本次模擬采用控制變量法制定方案，即分析某一參數(shù)對(duì)支護(hù)效果的影響時(shí)，其他參數(shù)不變，如分析錨桿強(qiáng)度對(duì)支護(hù)效果影響時(shí)，分別用普通錨桿和高強(qiáng)度錨桿進(jìn)行模擬，其他參數(shù)保持不變，相應(yīng)的制定出各個(gè)方案。根據(jù)不同影響參數(shù)的組合關(guān)系，模擬計(jì)算各個(gè)方案，并對(duì)模擬結(jié)果進(jìn)行分析，最終確定合理的支護(hù)方式[6]。

把錨桿強(qiáng)度、底板錨桿、幫角錨桿數(shù)量和角度作為研究變量，提出如下方案：

方案一：普通錨桿+錨索支護(hù)。

方案二：高強(qiáng)度錨桿+錨索支護(hù)。

方案三：普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿（10°）。

方案四：普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿（30°）。

方案五：普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿（50°）。

方案六：普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿（90°）。

方案七：高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（10°）。

方案八：高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（30°）。

方案九：高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（50°）。

方案十：高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（90°）。

方案十一：普通錨桿+錨索+兩幫角錨桿（10°）+兩底板錨桿。

方案十二：高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（10°）+兩底板錨桿。

1）錨桿強(qiáng)度對(duì)支護(hù)效果影響。使用原支護(hù)即普通錨桿支護(hù)時(shí)，最大底鼓量達(dá)到710mm，使用高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿，最大底鼓量為423mm，支護(hù)效果有明顯提升。因此擬采用的支護(hù)方案采用高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿。

2）幫角錨桿對(duì)支護(hù)效果影響。通過之前錨桿強(qiáng)度的模擬分析，使用高強(qiáng)度錨桿支護(hù)時(shí)的支護(hù)效果比普通錨桿支護(hù)時(shí)更好，因此模擬分析幫角錨桿對(duì)支護(hù)影響時(shí)，有普通錨桿的方案將不予考慮，因此，分別對(duì)方案二和方案七進(jìn)行模擬。

有幫角錨桿支護(hù)下的最大底鼓巷道量為358mm，對(duì)支護(hù)效果有一定的影響，擬采用幫角錨桿對(duì)回采巷道進(jìn)行支護(hù)。

3）底板錨桿對(duì)支護(hù)效果影響。分別對(duì)方案七和方案十進(jìn)行模擬，在有底板錨桿支護(hù)下的最大底鼓量為157mm，支護(hù)效果明顯，擬采用底板錨桿對(duì)回采巷道進(jìn)行支護(hù)。

4）幫角錨桿角度對(duì)支護(hù)效果影響。分別對(duì)方案七、八、九、十進(jìn)行模擬分析，結(jié)果表明幫角錨桿角度對(duì)支護(hù)影響不大，幫角錨桿為10°時(shí)，最大底鼓量為358mm，幫角錨桿為30°時(shí)，最大底鼓量為361mm，幫角錨桿為50°時(shí)，最大底鼓量為371mm，幫角錨桿為90°時(shí)，最大底鼓量為364mm，擬采用幫角錨桿為10°的方案進(jìn)行支護(hù)。

綜合上述分析，當(dāng)支護(hù)方案為“高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫底角錨桿（10°）+兩底板錨桿”時(shí)的支護(hù)效果最好，最大底鼓量為157mm，能取得良好的支護(hù)效果。

3.1.3 擬采用的支護(hù)方案模擬效果分析

采用“高強(qiáng)度錨桿+錨索+兩幫角錨桿（10°）+兩底板錨桿”的聯(lián)合支護(hù)。

1）聯(lián)合支護(hù)條件下的巷道位移變化分析，在聯(lián)合支護(hù)條件頂板的垂直位移相對(duì)原支護(hù)有明顯變化，其中頂板垂直位移最大移近量為100mm，底板垂直位移最大移近量為157 m。巷道兩幫的變形得到了有效的控制，最大變形量約為98mm，整體而言，巷道的變形得到了有效的控制。分布巷道頂板及兩幫都主要受剪切破壞，其頂板塑性區(qū)范圍1.2 m左右。而巷道底板塑性區(qū)范圍在1.1 m左右。

3.2 軟巖回采巷道支護(hù)方案確定

通過數(shù)值模擬分析比較，方案十二的支護(hù)效果最好，能有效控制巷道底鼓，擬采用方案十二對(duì)回采巷道進(jìn)行支護(hù)，并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)，具體布置如下：

頂板每排布置5根高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿，規(guī)格為Φ20mm×2000mm，配合2400mm×150mm×3mm的W形四眼鋼帶，錨桿間排距為1000mm×l 000mm；巷道兩幫各使用4根Φ18mm×l 800mm高強(qiáng)度金屬粗尾讓壓錨桿，錨桿間排距為1000mm×1000mm，配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼鋼帶；巷道底板布置4根Φ18mm×l 800mm自鉆式中空注漿讓壓錨桿，錨桿間排距為1000mm×1000mm，巷道頂板布置兩排錨索，錨索規(guī)格為Φ15.24mm×7500mm。

4 結(jié)論

根據(jù)回采巷道的具體支護(hù)形式及破壞現(xiàn)狀，運(yùn)用軟巖巷道支護(hù)理論、巖石力學(xué)理論，提出了一種新的回采巷道支護(hù)方式，即“自鉆式中空注漿讓壓錨桿+高強(qiáng)讓壓錨桿+‘W’型鋼帶+金屬網(wǎng)+鳥窩讓壓錨索”。運(yùn)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對(duì)不同支護(hù)方案下的巷道頂?shù)装逑鲁亮俊蓭鸵平俊⑺苄詤^(qū)分布、應(yīng)力分布情況進(jìn)行比較分析，確定了合理的支護(hù)參數(shù)。通過現(xiàn)對(duì)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果以及支護(hù)效果分析，巷道圍巖支護(hù)效果明顯，底鼓量穩(wěn)定在100mm左右，證明所確定的巷道支護(hù)方案是合理可行的。