高阳矿回采巷道过断层支护技术优化研究

郝志军，冯云贵，李兆龙

(1.山西汾西矿业（集团）有限责任公司， 山西 介休市 032000；2.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二采区地质构造复杂，陷落柱发育，且多见断层。在高阳矿二采区多个回采巷道掘进过程中均出现较大范围的陷落柱及断层构造，对巷道支护造成了极大难度，同时大大降低了巷道的掘进效率，影响企业效益。

本文以高阳煤矿二采区某运输巷过断层带为研究背景，对巷道过断层带的支护技术进行了优化设计。

该运输巷服务于二采区某工作面，埋深约 300 m，开采太原组9—10—11#煤，邻近的工作面煤层总厚度平均约为8.8 m，煤层结构为1.3（0.42）7.08，属复杂结构煤层，该煤层煤种为瘦煤。煤层倾角最大为 11°，最小为 2°，平均为 6.5°。开采煤层直接顶为2.07 m的灰岩，老顶为6.60 m的泥岩/灰岩，质地较硬，直接底约为7.91 m的泥岩。煤层顶底板岩性见表1。

表1 煤层顶底板岩性

该运输巷开挖至500 m处揭露1条落差H=10 m的正断层，断层走向与巷道掘进方向基本呈空间垂直，巷道由断层下盘向断层上盘穿越。地质剖面如图1所示。

图1 巷道过断层地质剖面

2 巷道支护现状

2.1 原支护参数

巷道在过断层区间由矩形断面变为三心拱断面，巷宽5100 mm，拱高1600 mm，墙高1600 mm，巷道高度为3200 mm，断面面积约15 m2。

拱顶采用Φ20 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆，每排布置7根，锚杆间距为900 mm，排距为1000 mm，每根螺纹钢配套使用 2支树脂药卷；两帮均采用Φ20 mm×2200 mm螺纹钢锚杆支护，每排布置2根，间距900 mm，排距1000 mm；顶、帮锚杆均配套使用300 mm×400 mm×3 mm的钢带托块；顶板锚索为每排布置2根，间距2000 mm，排距1000 mm。锚索采用Φ17.8 mm×4000 mm。顶、帮均铺设钢筋网。巷道施工完毕后，喷浆50 mm厚，喷浆紧跟工作面。

2.2 支护现状与理论分析

现场观察发现，该运输巷过断层区段巷道顶、帮、底基本为全岩，巷道围岩多为质地坚硬的灰岩和部分泥岩，因此巷道掘进效率较低。此外巷道的顶帮收敛并不明显，围岩稳定性较高，但支护较为密集，支护构件间排距较小。过多的支护布置一方面增加了钻孔长度，影响工程进展，另一方面也会对完整性较好的围岩造成破坏，降低围岩自身的承载能力。分析认为，原有的支护方式费时费力，过多的支护增加支护成本。

图2 巷道过断层支护布置（单位：mm）

调查发现，该运输巷的围岩稳定性较好。考虑到回采巷道服务年限一般为 1～2年，过多地浪费支护成本，耗费工时将严重影响企业效益。因此，以保证安全稳定性为前提，实现合理经济的巷道支护是急需解决的问题。

3 支护方案优化设计

现阶段，矿井支护绝大多数采用锚杆、锚索联合支护的方式。采用加固拱和悬吊理论对巷道支护的基本参数进行理论计算。

通过理论计算得到巷道顶锚杆设计长度应该大于等于1.92 m，当采用Φ20 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆时，锚杆间排距小于等于 1.1 m。顶锚索长度应不小于3.4 m，每排布置1根锚索时，锚索排距应小于1.54 m。帮锚杆长度应大于1.49 m，间排距小于1.1 m。

经过围岩力学试验、理论计算，得到了巷道支护的初步参数。原支护方案的设计主要依靠煤层中常规巷道的支护参数，对比理论计算结果可以看出，原支护密度要明显大于理论参数，这不仅会破坏巷道围岩稳定性，更会严重影响掘进效率，增加支护成本。

依靠现场情况和理论计算结果，对原支护方案进行了优化，具体优化方案如图3所示。

拱形顶板采用Φ20 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆，每排布置6根，锚杆间距为1100 mm，排距为1000 mm；两帮均采用Φ20 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆支护每排布置2根，间距900 mm，排距1000 mm；顶板中心采用Φ17.8 mm×4000 mm的锚索，每排布置1根，排距1000 mm。顶、帮均要求铺设Φ46 mm×2000 mm×1000 mm的钢筋网；巷道施工完毕后，喷浆50 mm厚，喷浆紧跟工作面。

图3 优化支护方案（单位：mm）

4 数值模拟计算

4.1 模型建立

为研究优化支护方案的可行性，确保生产工作的安全性，采用FLAC3D软件对原支护方案和优化支护方案分别进行数值模拟研究，分析对比2种方案的巷道变形，为优化支护方案的实施应用提供充分的理论依据。

数值模型尺寸为x×y×z=30 m×10 m×30 m，并按照现场岩层分布进行分区划分。模型四周限制节点水平位移，下表面固定，上表面施加7.5 MPa均匀分布的垂直压应力作为补偿荷载，水平侧压力系数取λ=1.2。巷道过断层区间，巷道围岩主要为泥岩与灰岩，并穿过该岩层进入煤层，故数值模拟中将巷道设置在泥岩、灰岩岩层中，对比研究该区段下2种支护方案的巷道围岩稳定性。岩层力学参数见表2，数值计算模型如图4所示。

表2 岩层力学参数

4.2 数值计算结果

巷道开挖后，会在围岩帮顶部位出现一定程度的塑性屈服和裂隙发育，从而引发围岩变形。因此巷道稳定性主要体现在巷道围岩变形大小。

图4 数值计算模型

4.2.1 垂直位移对比

图5为巷道围岩垂直位移对比分析图。由图5可知，原支护方案最大顶板下沉为4.48 mm，底鼓为 6.92 mm；而优化方案最大顶板下沉达到 4.45 mm，底鼓为6.92 mm。所以，优化支护方案较原支护方案，在拱顶中心处的锚索有效控制了顶板围岩变形。优化方案与原支护方案相比，在减去支护材料的条件下，依然能够保证围岩处于安全稳定状态，由此，验证了优化支护方案对于顶板支护的可行性。

图5 巷道围岩垂直位移

4.2.2 水平位移对比

图6为巷道围岩水平位移对比分析图。由图6可知，原支护方案两帮移近量为5.73 mm，优化支护方案两帮移近量为5.78 mm。优化方案在减少支护的情况下两帮移近量有少许增大，但不足 1%。总体而言，2种方案帮部变形均不大，属安全范围内。

图6 巷道围岩水平位移

4.2.3 塑性区范围对比

图7为巷道围岩塑性屈服区对比分析图。由图7可知，巷道围岩变形破坏主要以压剪破坏为主，2种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。较原方案相比，优化支护方案在减少支护的情况下，围岩塑性区范围略有增加，但增加范围极小。

图7 围岩塑性区范围

根据以上分析，认为在过断层期间，巷道过灰岩段，围岩较为坚硬，优化支护方案与原支护方案相比，在降低支护成本、提高掘进速度的同时，依然可以保证巷道在掘进过程中的稳定，从而验证了优化支护方案的可行性。该方案可为类似地质条件下的巷道支护提供指导意见。

优化后的支护方案在高阳矿过断层构造带得到了应用。支护效果显示，巷道在优化支护方案下无明显变形；巷道掘进效率明显提高，并且节约了大量支护成本。

5 结论

高阳矿某运输巷在掘进过断层期间，巷道通过灰岩层，原有支护方案过于保守，增加了巷道支护成本，影响了掘进效率。通过岩石力学实验和理论计算设计了更为合理的优化支护方案，通过数值模拟计算发现，优化支护方案与原支护方案相比，减少了大量支护成本的同时，巷道在围岩垂直、水平方向的变形均与原方案相差不多，优化后的塑性区范围略有增加，但足以保障巷道的稳定。由此可见，优化方案在能够保证巷道安全的前提下，节省了大量支护成本，提高了掘进效率，为同类型地质条件下的支护提供了指导性建议。