分層圍巖體大斷面切眼開挖支護方案研究

吳小兵

（山西鄉寧焦煤集團毛則渠煤炭有限公司，山西 鄉寧 042100）

1 工程概況

毛則渠礦目前主采2 號煤，211 工作面位于井田的南部，設計長度1430 m，西部256 m 為趙院村河流保安煤柱線，東部185 m 為209 綜放工作面，南部為回風、軌道、運輸大巷。211 工作面位于采區南翼，巷道布置沿2#煤層底板掘進。2#煤層平均厚度為7.06 m，上距K8 砂巖底32 m 左右，下距K7 砂巖頂5～6 m，距10#煤約43.0～45.0 m。頂板為泥巖、粉砂巖，局部有偽頂存在，厚度一般在1～2 m；基本頂為細粒砂巖，厚度一般在3～4 m；底板為泥巖、砂質泥巖。煤層f=1.7～2.4。根據以往生產經驗及211 工作面運輸巷、回風巷揭露情況， 211 工作面直接巖層圍巖條件較復雜，表現出裂隙發育、裂隙水弱化破壞圍巖等特征，易引發巷道的失穩破壞。為保障切眼的安全順利施工，對其支護方案及掘進工藝展開研究。

2 分層圍巖體大跨度切眼支護方案

211 工作面開切眼沿2#煤層底板掘進，設計斷面寬、高=7.6 m、3.5 m，巷道直接頂板為厚度2.0～3.5 m 頂煤，在夾矸、節理的影響下表現出明顯的分層特征，設計采用“預應力高強錨桿+預應力長錨索+鋼筋網+鋼帶+單體柱”協同支護方案。

2.1 頂板錨桿穩定力學分析

為分析分層圍巖體頂板巖層在錨桿支護作用下穩定性，依據力學理論中關于梁的假定建立力學分析模型[1]，如圖1（a）。

圖1 錨固圍巖體梁力學模型

錨固圍巖體受力變形方程[2]：

式中：W為水平巖體梁撓度；E為巖體彈性模量；b為錨桿錨固范圍；J為水平梁橫截面慣性矩。

將頂板巖梁視為兩端簡支的結構，根據材料力學得到其力矩方程：

式中：q為頂板巖梁受到的均布載荷；Pm為錨桿提供的支護阻力；l為水平巖梁跨度；N為水平巖梁水平應力；該結構的邊界條件為：W（x）|x=0=0；W（x）|x=l=0；設k2=N/EJ，解得水平梁撓度方程：

結合211 工作面頂板圍巖條件，頂板巖層受到的垂直應力q=3 MPa，切眼跨度為7.6 m，水平巖梁跨度l=8 m，頂板巖層彈性模量E=1.07 GPa，錨桿錨固強度Pm=0.1 MPa，側壓系數λ=1.2。以頂板錨桿錨固厚度b=2 m 為例，為計算水平巖梁變形量，首先計算出慣性矩J=d（∑bi）3/12=0.667 m4，d為單位長度，取1 m；N=λdq∑bi=1.2×1 m×3 MPa×2.0 m=7.2 MPa；k2=N/EJ=7.2 MPa÷（1.07 GPa×0.667 m4）=0.010 088 m-2；k=0.100 439 m-1，sin（kl）=sin（0.100 439 m-1×8 m×180°/π）=0.72；cos（kl）=cos（0.100 439 m-1×8 m×180°/π）=0.69。

將上述參數代入式（3）可求得水平梁各處的撓度，換算得到此處的下沉量。

針對錨桿錨固長度為1.5 m、1.8 m、2.0 m、2.2 m、2.5 m、3.0 m 條件下分別進行計算，最終得到不同錨桿長度條件下頂板下沉量變化規律如圖1（b）。可以看出，巷道中部頂板下沉量最大，錨桿長度越大，頂板整體下沉控制效果越好。錨桿長度為1.5 m、1.8 m 時，最大下沉量分別達到585 mm、320 mm，錨桿長度大于等于2.0 m 后，頂板最大下沉量小于200 mm，因此應選用2.0～2.5 m 的錨桿。結合該礦現有支護錨桿材料，確定頂板錨桿規格為Φ18 mm×L2100 mm。

2.2 錨索懸吊穩定性分析

參閱以往相關研究成果[3]，針對錨桿錨固范圍內分層圍巖體頂板層狀梁結構，頂板錨索的作用為水平梁體下方的作用反力Fc，同排錨索間布置間距為ai，水平層狀梁力學分析模型如圖2（a）。通過疊加梁力學理論、撓度方程計算得到錨索數量為1～5 根條件下頂板下沉量變化曲線如圖2（b）。

圖2 力學模型及分析結果

由圖2（b）可以看出，在頂板錨索強力懸吊的作用下，頂板下沉量隨著錨索數量的增加而逐漸減小，但是頂板錨索的增多將引起施工時間的滯后及成本的增加，因此應綜合考慮巷道圍巖條件、跨度、所需支護強度、成本等多方面因素來設計錨索間排距。頂錨索由三部分組成：托盤及外露長度通常為0.3 m；自由段長度可取頂板冒落拱高度，根據211 工作面開切眼頂板巖層巖性特征，取5.45 m；錨固段長度通常為1.8 m。因此頂板錨索長度不應小于7.55 m，因此設計頂板錨索長度8 m。

從頂板錨索能夠承載分層圍巖體自重的角度出發，計算公式：Fst×n≥K×a×x0×r∑bi，其中，a為巷道跨度，取8 m；n為頂板錨索數量；Fst為錨索拉拔力，取300 kN；K為安全系數，取1.5～2；x0為錨桿排距，取1.0 m；∑bi為頂板冒落拱高度，取5.45 m；r為頂板巖層容重，取25 kN/m3。計算可得n≥5.45，由此可知頂板錨索數量不應少于6根。綜合考慮后設計頂板錨索規格為Φ17.8 mm×8000 mm，每排5 根。

2.3 211 切眼支護方案

以礦井現有支護條件為基礎，設計211 工作面開切眼錨網索聯合支護方案。頂板采用螺紋鋼錨桿，老塘幫采用圓鋼錨桿，回采幫采用玻璃鋼錨桿，錨索采用預應力鋼絞線，單體柱規格為DW40-250-110X，巷道鋪底采用C25 混凝土，厚度240 mm。錨桿錨索布置詳情如圖3。

圖3 211 工作面開切眼支護方案示意圖（mm）

3 切眼開挖方式數值模擬研究

為了實現大斷面切眼巷道“掘進-支護”作業的高效協同，提出“優先進行小斷面導硐開挖支護，然后擴刷形成大跨度切眼巷道”的掘進技術對策。設計以下三種開挖方案：方案一，7.6 m 一次開挖支護完成；方案二，初次開挖巷寬2.6 m，幫部擴刷寬度5.0 m；方案三，初次開挖巷寬5.0 m，幫部擴刷寬度2.6 m。為分析不同開挖方式切眼掘進期間圍巖變形規律，以211 工作面切眼開挖支護為研究對象，采用模擬軟件FLAC3D進行計算分析。通過模擬分析得到不同開挖方案圍巖塑性區分布模擬結果如圖4，巷道表面變形量數值模擬結果見表1。

表1 不同開挖方式巷道表面變形量數值模擬結果 mm

圖4 不同開挖方式下圍巖塑性區分布

根據圖4 及表1 所示結果可以看出，方案一條件下，頂板破壞深度達到5.0 m，兩幫約為1 m，底板1.5 m，巷道表面變形量也較大，頂板下沉量達到282 mm，表明大尺寸切眼巷道一次開挖對圍巖擾動相對劇烈，圍巖破壞最為嚴重，相對應巷道表面變形量也較大。方案二條件下，頂板巖層塑性破壞最大深度為3.5 m，頂板塑性破壞范圍相對方案一明顯減小，巷道表面變形量也明顯降低，說明小斷面開挖可減少對圍巖的擾動，改善支護對圍巖體的增益作用。方案三條件下，頂板巖層塑性破壞范圍相對方案二進一步減小，巷道表面變形量也有些許降低，進一步說明，小斷面開挖-支護后擴幫開挖-支護有利于改善圍巖塑性破壞程度、變形情況。總體而言，開挖方案三最為可行。

4 應用效果分析

在211 工作面切眼采用上述“掘進-支護”方案施工期間，根據現場監測數據整理得到圖5 所示結果。首次開挖掘巷寬度為5 m，頂底板最大移近量為80～100 mm，兩幫最大移近量為140～160 mm，巷道圍巖整體穩定；在對幫部擴刷開挖2.6 m后，頂底板最大移近量115～160 mm，兩幫最大移近量150～240 mm，頂底板相對移近率4.6%，兩幫移近率3.2%，圍巖變形量總體在可控范圍內，不影響巷道正常使用，支護效果達到預期要求。

圖5 211 工作面切眼表面變形量監測結果

5 結論

通過理論分析計算、數值模擬、礦壓監測等手段進行毛則渠煤礦211 工作面切眼支護參數、開挖方式的研究，主要結果如下：

1）頂板錨桿合理長度為2.0～2.5 m，設計頂板錨桿規格Φ18 mm×L2100 mm，頂板錨索規格Φ17.8 mm×L8000 mm，采用“錨桿+鋼筋網+錨索+單體柱”聯合支護技術。

2）采用小斷面開挖方式可減少對圍巖的擾動，改善支護對圍巖體的增益作用，設計211 工作面切眼一次開挖寬度5.0 m，幫部二次擴刷寬度2.6 m。

3）211 工作面切眼開挖后，頂底板移近量115～160 mm，兩幫移近量150～240 mm，變形滿足礦井安全生產需求，所設計的支護參數及開挖方式應用效果較好。