过断层地质构造带煤巷支护优化

单忠豪 李兆龙 刘 哲

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京 100083)

1 工程概况

汾西矿业集团高阳煤矿所采的三采区地质构造复杂，多见断层。断层构造不仅对巷道支护造成了较大的困难，而且降低了巷道的掘进效率、影响了企业的经济效益。本文以高阳煤矿三采区某回采巷道过断层带为研究背景，对过断层地质构造带煤巷支护方案进行了优化设计。

该回采巷道埋深约400 m，开采太原组9-10-11号煤，煤层总厚度平均约为7.22 m。煤层总体为一单斜构造区，产状为走向北东，倾向南东，倾角最大13°，最小2°，平均5°。开采煤层直接顶为3.63 m左右的砂岩，老顶为6.16 m左右的灰岩，直接底为2.60 m左右的灰黑色砂泥岩，老底为2.69 m左右的灰色细粒砂岩。煤层顶底板岩性特征如表1所示。

表1 煤层顶底板情况表

高阳煤矿三采区地质构造复杂，陷落柱发育，多见断层。该回采巷道在掘进期间揭露一条落差为H=3 m，倾向45°的正断层，巷道由断层上盘向断层下盘穿越，根据煤层柱状图和顶底板岩性可知，此段巷道两帮和顶板多为泥岩。地质剖面图如图1所示。

2 巷道支护现状

2.1 原支护参数

巷道在过断层区间采用三心拱断面，巷道宽5 100 mm，拱高1 900 mm，墙高1 500 mm，巷道高度为3 400 mm，断面面积约15 m2。

顶板采用φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆，“七·七”放射型布置，锚杆间距为900 mm，排距1 000 mm，巷道两帮分别采用φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆及φ16×1 800 mm的金属圆钢锚杆进行支护，“二·二”矩形布置，锚杆间距为900 mm，排距1 000 mm，顶、帮每根锚杆均配套使用一块长×宽×厚=400 mm×300 mm×3 mm的钢带托块；顶板锚索采用φ17.8×6 300 mm的钢绞线，间距2 000 mm，排距2 000 mm，“三·三”矩形布置，每根锚索使用一块长×宽×厚=300 mm×300 mm×14 mm的锚索托板及90 mm×90 mm×10 mm的垫片；顶、帮均铺设φ6×2 000 mm×1 000 mm的钢筋网。巷道施工完毕后，喷浆50 mm厚，喷浆紧跟工作面。支护布置如图2所示。

2.2 支护现状及理论分析

高阳煤矿过断层段巷道属较大断面泥岩层巷道，围岩两帮与顶板多为泥岩，围岩较为稳定；支护成本高、效率低，支护过多将降低围岩的自承能力并影响工程进展。

现场调查发现，在现有支护中，巷道过断层段支护较为密集，顶板锚杆、锚索数量较多且间距、排距较小，从现场情况来看，围岩中泥岩居多，岩性较为稳定，现有支护布置方式过于保守。支护过多不仅增加了钻孔数量，影响巷道掘进效率，而且也会对完整性较好的围岩造成破坏，降低围岩的自承能力。分析认为，原有的支护布置过于密集，对围岩造成了一定程度的破坏，而且会增加支护成本，影响工程进度。所以应在严格按照规范保证巷道安全稳定的前提下，合理经济地实现支护最优化。

3 支护方案优化设计

该回采巷道服务年限为1年～2年，通过围岩力学参数实验和钻孔窥视实验，确定高阳煤矿三采区的围岩力学参数、过断层巷道顶部及帮部围岩岩性及其破碎情况，并以此为依据进行理论计算与方案设计。

3.1 支护参数理论计算

本研究采用锚杆、锚索联合支护方式，利用加固拱理论和悬吊理论对巷道锚杆、锚索支护参数进行了理论计算，具体计算过程如下。

3.1.1顶锚杆参数计算

顶锚杆长度L通过式(1)确定：

L=N(1.1+B/10)

(1)

其中，N为围岩稳定性系数，此处按Ⅴ类围岩情况取1.2；B为巷道跨度，取5.1 m。

顶锚杆长度L：L=1.93 m。

3.1.2顶锚索参数计算

根据锚索悬吊理论，锚索长度Ld由式(2)确定：

Ld≥La+Lb+Lc

(2)

其中，La为锚索外露长度，取0.3 m；Lb为锚索的有效长度，取3.0 m；Lc为锚索的锚固长度，取2.4 m。

锚索长度Ld：Ld≥5.7 m。

锚杆间排距Sa由式(3)确定：

Sa≤n[σa]/(k×h×B×γ)

(3)

其中，n为每排锚索数；[σa]为单根锚索极限破断力，取355 kN；k为安全系数，取1.2；h为锚杆所悬吊的不稳定岩层厚度，取3.0 m；B为巷道跨度，取5.1 m；γ为上覆岩层平均容重，取23 kN/m3。

每排布置两根锚索时，得：Sa≤1.68 m；

每排布置三根锚索时，得：Sa≤2.52 m。

3.1.3帮锚杆参数计算

帮锚杆长度H由两帮的最大片帮深度确定：

H=Mtanβ

(4)

其中，M为巷道高度，取3.2 m；β为剪切滑移面与煤壁的夹角，取27.5°。

帮锚杆长度H：H=1.67 m。

当取顶锚杆及帮锚杆长度均为2.2 m时，锚杆直径d≥L/110=20.0 mm；锚杆间排距a≤0.5L=1.1 m。

综上所述，通过理论计算得到巷道顶锚杆设计长度应不小于1.93 m，帮锚杆长度应不小于1.67 m，当取顶锚杆与帮锚杆长度均为2.2 m时，锚杆间排距应不大于1.1 m，直径不小于20.0 mm；顶板锚索长度应不小于5.7 m，在巷道宽度为5.1 m条件下，锚索每排两根布置时，排距应不大于1.68 m；锚索每排三根布置时，排距应不大于2.52 m。

3.2 支护方案设计

根据上述支护参数理论计算结果，本文优化支护方案如下：

拱形顶板采用φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆，“六·六”放射型布置，锚杆间距为1 100 mm，排距为1 000 mm；两帮均采用φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆支护“二·二”布置，间距900 mm，排距1 000 mm，顶、帮每根锚杆均配套使用一块长×宽×厚=300 mm×400 mm×3 mm的钢带托块；顶板锚索采用φ17.8×6 300 mm的钢绞线，间距2 000 mm，排距1 000 mm，“二·一·二”三花布置，每根锚索配套使用一块长×宽×厚=300 mm×300 mm×14 mm的锚索托板及90 mm×90 mm×10 mm的垫片；顶、帮均要求铺设φ6×2 000 mm×1 000 mm的钢筋网。巷道施工完毕后，喷浆50 mm厚，喷浆紧跟工作面。优化方案支护布置如图3所示。

优化支护方案不仅节约了支护成本、提高了巷道掘进效率，而且采用顶锚杆“六·六”放射型布置与顶锚索“二·一·二”三花布置，使得布置形式更为合理。施加预应力之后，锚杆与锚索之间的有效压应力区可相互连接、重叠，实现预应力的均匀扩散，产生联合支护效果，控制锚固区围岩的离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏，较大限度地保持围岩的完整性，减小锚固区围岩强度的降低，以充分发挥其自承能力，保证巷道的安全稳定。

4 数值模拟计算

4.1 建立模型

本研究运用FLAC3D软件对原支护方案和优化支护方案分别进行了数值模拟，分析对比了两种方案下的巷道变形，为优化支护方案的实施应用提供充分的理论依据，以确保优化支护方案的可行性，保证生产工作的安全性。

根据高阳煤矿巷道工作面岩层综合柱状图和已有的岩层力学性质等资料，所选取岩层力学、物理参数如表2所示。

表2 岩层力学、物理参数

考虑煤岩体中的层理、节理和裂隙对其参数的影响，在计算中对煤和岩石的强度参数分别考虑0.7和0.8的裂隙影响系数。

计算模型宽度取30 m、高度取30 m、进深均取10 m。网格按岩层分区划分，并且为不均匀划分。坐标原点取在巷道中心位置，z轴取重力方向，x轴取巷道宽度方向，y轴指向进深。采用位移边界条件，模型的上表面施加均匀的垂直压应力，模型四侧面限制节点水平位移，模型下表面固定。采用程序内嵌的结构单元模拟各种支护构件。模型划分见图4。

4.2 数值计算结果

巷道围岩变形大小可以体现巷道稳定性，本研究主要对优化支护前后的巷道围岩垂直位移、水平位移及塑性屈服区进行对比分析。

4.2.1巷道围岩垂直位移对比分析

图5为巷道围岩垂直位移对比图。由图5可知，原支护方案最大顶板下沉量为10.93 mm，底鼓量为7.42 mm；优化支护方案最大顶板下沉量为11.80 mm，底鼓量为6.83 mm。所以，优化方案与原支护方案相比，在减去支护材料的条件下，顶板下沉量有少许增加，但依然能够保证围岩处在安全稳定状态，由此，验证了优化支护方案对顶板支护的可行性。

4.2.2巷道围岩水平位移对比分析

图6为巷道围岩水平位移对比图。由图6可知，原支护方案两帮移近量12.47 mm，优化支护方案两帮移近量12.40 mm。所以，两种方案均可有效控制帮部围岩变形。

4.2.3巷道围岩塑性屈服区对比分析

图7为巷道围岩塑性屈服区对比图。由围岩塑性屈服区域计算结果可知，巷道围岩主要以压剪破坏为主，且优化支护方案和原支护方案，对于控制围岩塑性区范围和巷道两帮塑性屈服都有着较好的作用，由此可以看出优化支护方案在减少支护的情况下，对围岩塑性区控制仍有着较好效果，可保证围岩的安全稳定性。

5 结语

高阳煤矿回采巷道在掘进过断层期间，顶板和两帮多为泥岩，围岩岩性较为稳定。原支护方案中，顶板锚杆、锚索数量较多、间排距较小，支护方案过于保守。本文通过理论计算，在保证巷道安全稳定的前提下，设计了更为经济合理的支护方案。数值模拟结果显示，在减少支护成本的条件下，巷道围岩的垂直位移、水平位移与原支护方案相比变化很小，均在安全范围内，优化支护方案对于控制围岩塑性屈服区范围和巷道两帮塑性屈服有着较好的效果。因此，认为优化支护方案与原支护方案相比，在降低支护成本、提高支护掘进速度的同时，可保证巷道在掘进过程中的安全稳定性。