某矿软岩回采巷道围岩支护优化分析

曲 滨

（汾西矿业集团水峪煤业， 山西 孝义 032300）

1 工程背景

+20 m N7SK3运输巷作为某矿回采5313工作面的主要巷道，满足回采时通风、运输及行人等的主要巷道。该工作面位于+20 m水平北六石门至北七石门之间。以南北五石门至北六石门K3煤巷尚未掘进；以北七石门至北八石门K3煤巷尚未掘进；以上+100 m水平北六石门至北七石门K3煤巷尚未掘进；以下-60 m水平北六石门至北七石门；上覆K4煤层、下覆K1煤层均未开采。地面位于岩口湾一带，地面标高784.00～947.00 m。K3煤层为半暗至半亮型煤，煤质较硬，含黄铁矿结核，煤岩层走向N48°E，倾向 SE，倾角 33°～35°，平均 34°。由于K3煤层直接顶板为泥岩及砂质泥岩，隔水性较好，由于局部受构造破坏，老顶细砂岩中的少量裂隙水或流入工作面，但对施工无大的影响[1-3]。

为准确掌握K3煤层5313工作面回采巷道围岩状况，特别是底板岩层的岩性，同时为定量研究巷道围岩的稳定性提供依据以及为数值模拟研究提供数据支持，通过现场钻取岩芯，探测地层组成并测定其物理力学参数。可见，K3煤层顶板和底板均为泥岩。煤层底板也主要由泥岩、细砂岩和砂质泥岩的混层构成，岩石塑性较大、强度较低，是底板难以支护的主要原因之一[4-5]。

2 支护方案的提出

2.1 回采巷道原支护设计

K3煤层回采巷道原支护方式为锚网支护，半圆拱断面，断面净宽3.1 m，全宽3.3 m，净高2.2 m，支护间距0.8 m（遇断层或构造带可缩小锚杆排拒0.6 m），锚杆间距0.8 m，掘进断面积7.5 m2，净断面积5.7 m2。

锚杆规格：采用Φ18mm的普通建筑螺纹钢作为锚杆材料，全长1.8 m；锚固材料：选择端头锚固树脂锚固剂；钢垫板的规格：100mm×100mm×10mm（长×宽×厚）；钢筋梯规格：采用Φ12mm钢筋加工成“U”形，并每隔0.8 m在竖筋上焊接两根横梁，横梁间距0.1 m，形成梯子。临时支护锚杆不铺设锚网。

从K3煤层回采巷道原支护方式可以看出，巷道底板处于泥岩中，对顶板和两帮进行了相对有效的支护，对底板则没有任何支护措施，致使围岩应力作用于底板形成挤压流动性底鼓。因此，分别从改变巷道的围岩性质和改变支护形式的角度提出两种支护方案，运用FLAC3D模拟软件进行分析研究。

2.2 拟采用巷道支护设计

结合现场实际情况、实践经验以及采矿理论，拟对K3煤层回采巷道提出新的支护方案具体如下：

采用“自钻式中空注浆让压锚杆+高强让压锚杆+‘W’型钢带+金属网+鸟窝让压锚索”联合支护。具体支护参数为，顶板每排布置5根高强度金属粗尾让压锚杆，规格为Φ20mm×2000mm，配合2400mm×l50mm×3mm的W形四眼钢带，锚杆间排距为1000mm×l 000mm；巷道两帮各使用4根Φ18mm×l 800mm高强度金属粗尾让压锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼钢带；巷道底板布置4根Φ18mm×1800mm自钻式中空注浆让压锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，巷道顶板布置两排锚索，锚索规格为Φ15.24mm×7500mm。

3 回采巷道支护方案模拟分析

3.1 支护方案及模拟效果分析

3.1.1 原支护条件下的巷道支护模拟分析

1）原支护条件下的巷道垂直位移、水平位移如图1、图2所示。

图1 原支护条件下巷道垂直位移（mm）分布图

图2 原支护条件下巷道水平位移（mm）分布图

从图1、图2可以看出：在原支护条件下，巷道周围岩体在围岩应力作用下产生向巷道空间的位移，距巷道表面越近的岩体，其位移变化越大。而且在原有支护条件下巷道的顶板和两帮变形相比无支护条件下效果明显，顶板与两帮得到了有效的控制，底板位移的相对变化比较大，从原来的最大鼓出量829mm左右变为现在的710mm左右，底鼓量虽然有一定减少，但底鼓现象仍然非常严重，巷道的两个帮角也处在水平位移的最大范围内。这可以更加充分地说明底鼓的形成与巷道帮角岩体向巷道空间内挤压分不开。

2）原支护条件下巷道塑性破坏范围如图3所示。

图3 原支护下塑性区破坏范围分布图

从塑性区图3中可以看出，在原支护条件下，巷道顶板和两帮的塑性区范围有了明显改善，但仍有变形，巷道底板主要被拉剪破坏，且塑性区范围约为4 m，由于底板并未进行有效的支护措施，巷道围岩应力作用于底板中，当应力超过底板岩层的抗拉极限时，底板岩体受水平应力挤压流动到巷道内，形成巷道底鼓。当巷道底板岩层变形随着时间的延续逐渐增大时，其底鼓量也会增加。因此，要控制住巷道底鼓，必须对巷道底板进行有效的支护措施。

3.1.2 支护模拟方案及效果分析

针对K3煤层5313工作面回采巷道的具体地质条件，提出各个支护方案，本次模拟采用控制变量法制定方案，即分析某一参数对支护效果的影响时，其他参数不变，如分析锚杆强度对支护效果影响时，分别用普通锚杆和高强度锚杆进行模拟，其他参数保持不变，相应的制定出各个方案。根据不同影响参数的组合关系，模拟计算各个方案，并对模拟结果进行分析，最终确定合理的支护方式[6]。

把锚杆强度、底板锚杆、帮角锚杆数量和角度作为研究变量，提出如下方案：

方案一：普通锚杆+锚索支护。

方案二：高强度锚杆+锚索支护。

方案三：普通锚杆+锚索+两帮角锚杆（10°）。

方案四：普通锚杆+锚索+两帮角锚杆（30°）。

方案五：普通锚杆+锚索+两帮角锚杆（50°）。

方案六：普通锚杆+锚索+两帮角锚杆（90°）。

方案七：高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（10°）。

方案八：高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（30°）。

方案九：高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（50°）。

方案十：高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（90°）。

方案十一：普通锚杆+锚索+两帮角锚杆（10°）+两底板锚杆。

方案十二：高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（10°）+两底板锚杆。

1）锚杆强度对支护效果影响。使用原支护即普通锚杆支护时，最大底鼓量达到710mm，使用高强度金属粗尾让压锚杆，最大底鼓量为423mm，支护效果有明显提升。因此拟采用的支护方案采用高强度金属粗尾让压锚杆。

2）帮角锚杆对支护效果影响。通过之前锚杆强度的模拟分析，使用高强度锚杆支护时的支护效果比普通锚杆支护时更好，因此模拟分析帮角锚杆对支护影响时，有普通锚杆的方案将不予考虑，因此，分别对方案二和方案七进行模拟。

有帮角锚杆支护下的最大底鼓巷道量为358mm，对支护效果有一定的影响，拟采用帮角锚杆对回采巷道进行支护。

3）底板锚杆对支护效果影响。分别对方案七和方案十进行模拟，在有底板锚杆支护下的最大底鼓量为157mm，支护效果明显，拟采用底板锚杆对回采巷道进行支护。

4）帮角锚杆角度对支护效果影响。分别对方案七、八、九、十进行模拟分析，结果表明帮角锚杆角度对支护影响不大，帮角锚杆为10°时，最大底鼓量为358mm，帮角锚杆为30°时，最大底鼓量为361mm，帮角锚杆为50°时，最大底鼓量为371mm，帮角锚杆为90°时，最大底鼓量为364mm，拟采用帮角锚杆为10°的方案进行支护。

综合上述分析，当支护方案为“高强度锚杆+锚索+两帮底角锚杆（10°）+两底板锚杆”时的支护效果最好，最大底鼓量为157mm，能取得良好的支护效果。

3.1.3 拟采用的支护方案模拟效果分析

采用“高强度锚杆+锚索+两帮角锚杆（10°）+两底板锚杆”的联合支护。

1）联合支护条件下的巷道位移变化分析，在联合支护条件顶板的垂直位移相对原支护有明显变化，其中顶板垂直位移最大移近量为100mm，底板垂直位移最大移近量为157 m。巷道两帮的变形得到了有效的控制，最大变形量约为98mm，整体而言，巷道的变形得到了有效的控制。分布巷道顶板及两帮都主要受剪切破坏，其顶板塑性区范围1.2 m左右。而巷道底板塑性区范围在1.1 m左右。

3.2 软岩回采巷道支护方案确定

通过数值模拟分析比较，方案十二的支护效果最好，能有效控制巷道底鼓，拟采用方案十二对回采巷道进行支护，并进行现场工业性试验，具体布置如下：

顶板每排布置5根高强度金属粗尾让压锚杆，规格为Φ20mm×2000mm，配合2400mm×150mm×3mm的W形四眼钢带，锚杆间排距为1000mm×l 000mm；巷道两帮各使用4根Φ18mm×l 800mm高强度金属粗尾让压锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，配合2200mm×l50mm×3mm的W形三眼钢带；巷道底板布置4根Φ18mm×l 800mm自钻式中空注浆让压锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，巷道顶板布置两排锚索，锚索规格为Φ15.24mm×7500mm。

4 结论

根据回采巷道的具体支护形式及破坏现状，运用软岩巷道支护理论、岩石力学理论，提出了一种新的回采巷道支护方式，即“自钻式中空注浆让压锚杆+高强让压锚杆+‘W’型钢带+金属网+鸟窝让压锚索”。运用FLAC3D数值模拟软件，对不同支护方案下的巷道顶底板下沉量、两帮移近量、塑性区分布、应力分布情况进行比较分析，确定了合理的支护参数。通过现对场矿压观测结果以及支护效果分析，巷道围岩支护效果明显，底鼓量稳定在100mm左右，证明所确定的巷道支护方案是合理可行的。