松散破碎圍巖巷道支護技術模擬研究

任紅偉

松散破碎圍巖巷道支護技術模擬研究

任紅偉

(長冶三元中能煤業有限公司，山西 長治市 046600)

常村煤礦N3-6皮帶巷過斷層時，巷道應力集中，且存在強拉應力作用于頂底板，造成巷道頂板冒落與底板底臌。為此，提出巷道錨網+棚支護過斷層的支護方案。經數值模擬及巷道圍巖位移監測，表明該支護方法可有效控制巷道收斂變形，減少巷道表面位移，對松散破碎圍巖具有較好的支護效果。

松散破碎圍巖;巷道支護;錨網+棚支護

1 工程概況

常村煤礦N3-6皮帶巷揭露斷層后圍巖破碎，巖層自穩時間短，巷道變形嚴重，兩幫移近量為300～400 mm，頂底板移近量為400～700 mm，底臌較為嚴重[1]。巷道支護效果不佳，常有巖塊掉落，導致巷道超挖，支護效果減弱，對礦井安全帶來 隱患。

2 支護方案設計

針對巷道圍巖情況，提出了鋼網+棚支護的方法。巷道采用Φ22×2400 mm左旋式無縱筋螺紋鋼強力錨桿進行支護，巷道頂板布置6根，間距為900 mm；巷道兩幫處布置4根，間排距為1000 mm×1000 mm。采用Φ22×7300 mm高強度低松弛鋼絞線作為錨索材料，每根錨索需要1×19股鋼絞線。每排鉆孔布置兩根錨索，間排距為2000 mm×2000 mm。金屬網選用8#鉛絲鉸接而成，網孔結構選取30 mm×30 mm的菱形結構。對巷道采用12#工字鋼棚進行輔助支護，詳情見圖1。

圖1 巷道錨桿（索）支護示意圖（單位：mm）

3 數值模擬分析

3.1 建立模型

常村煤礦N3-6皮帶巷為5200 mm×3400 mm的矩形斷面，巷道兩側分別為寬35 m的保護煤柱與實體煤。建立模型時，斷層破碎帶厚度取值為6 m，模型總大小為70 m×70 m×60 m，模型四周與底部固定，頂部自由，如圖2所示。

圖2 數值模擬模型圖

3.2 數值模擬結果

圖3、圖4為巷道有無支護時圍巖的塑性區分布圖。

對比圖3、圖4可知，巷道支護后塑性區域有一定程度的減小，受拉應力的區域也明顯減少；根據斷層中巷道圍巖變形量可知，在此支護條件下，塑性區范圍最小值可以達到2.5 m。

圖3 巷道無支護時圍巖塑性區分布圖

圖4 巷道錨網+棚支護時圍巖塑性區分布圖

圖5為支護條件下的巷道變形規律曲線圖，由圖5可知，頂底板的最大移近量為315 mm，兩幫的最大移近量為304 mm。巷道圍巖的變形程度較為緩慢，且頂板變形具有不對稱性。說明該設計方案對巷道圍巖起到了良好的支護效果。

圖5 斷層破碎帶巷道錨網+棚支護圍巖變形曲線

4 巷道表面位移監測

在巷道圍巖完整段和破碎段各設置一處觀測點（記為測站一、測站二），對巷道圍巖的移近量進行監測，記錄兩個測點的監測數據并繪制曲線圖，如圖6～圖9所示。

圖6 測站一巷道頂底板及兩幫移近位移監測數據統計圖

圖7 測站一巷道頂底板及兩幫移近速度變化監測數據變化圖

圖8 測站二巷道圍巖位移監測數據變化圖

圖9 測站二巷道頂底板及兩幫移近速度變化監測數據變化圖

由圖6～圖9可知，巷道圍巖的變形量先快后慢，直到第26天后變化平緩；2個測站無支護時的兩幫變形量分別為359，652 mm，采用錨網+棚支護后兩幫變形量分別為219，293 mm，分別減小了39.0%、55.1%；兩個測站無支護時的頂底板移近量分別為471，1238 mm，采用錨網+棚支護后頂底板移近量分別為 254，313 mm，分別減小了46.1%、74.7%。由此可見采用錨網+棚支護后可以明顯減小巷道表面位移，確保安全高效地生產作業。

5 結 語

常村煤礦N3-6皮帶巷過斷層時，巷道圍巖松散破碎，應力集中明顯且多變，造成巷道頂板冒落與底臌，因此，提出了錨網+棚支護過松散破碎圍巖巷道的設計方案，經數值模擬計算以及巷道表面位移監測，結果表明：采用錨網+棚支護后可減小巷道表面位移，控制巷道收斂變形，確保礦井安全作業。對同類巷道的維護起到一定的指導作用。

[1] 秦廣鵬,蔣金泉,孫 森,等.大變形軟巖頂底板煤巷錨網索聯合支護研究[J].采礦與安全工程學報,2012,29(2):209-214.

[2] 王春陽.大斷面切巷施工工藝及支護方法[J].山東煤炭技術, 2015(4):28-30.

[3] 周 開.深部工程軟巖巷道“雙殼”支護理論與技術[J].煤礦安全, 2016,47(6):78-81.

[4] 王文才,魏文彬,張 博,王 玲.矩形巷道預應力錨桿加固拱理論研究[J].煤炭技術,2015,34(03):42-44.

[5] 楊雙鎖.煤礦回采巷道圍巖控制理論探討[J].煤炭學報,2010, 35(11):1842-1853.

(2018-11-27)

任紅偉(1992—),男,山西運城人，主要從事煤礦開采與管理工作，Email:452326309@qq.com。