大断面直墙半圆拱巷道支护设计与优化

2014-11-20单仁亮孔祥松

中国矿业 2014年1期

单仁亮，孔祥松，李斌，单鹏，夏宇

（1.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京100083；2.汾西矿业（集团）有限责任公司，山西介休032000）

随着资源需求量的日益增加，浅部煤炭资源开采殆尽，多数矿山开采深度不断增加，煤矿地应力及地质构造复杂性也随之增加。此外，煤矿开采设备的大型化和其他工程需求使得巷道断面逐渐增大。大断面巷道支护难度高，巷道围岩变形量大，易引发冒顶、片帮等问题[1－2]。因此，大断面支护研究是深部煤矿开采中面临的重要问题。

本文结合新峪矿第二轨道巷地质条件，分析了巷道在原支护方案下的变形特征，通过理论计算和数值模拟得出最优支护方案，并进行工程实践，有效控制了巷道变形，为同类大断面巷道支护设计提供参考与指导。

1 工程概况

1.1 水文地质

新峪矿第二轨道巷的地面标高为965～1060m，工作面标高为350～480m。2＃煤层平均厚度1.5m，平均倾角8°。2＃煤上部22m处为K8砂岩含水层，遇断层破碎带会出现淋水现象。

巷道上部1.5m为煤层，下部2.52m为泥岩。巷道伪顶为0～0.3m厚的页岩，较软、易跨落；直接顶为1.6m厚的砂质泥岩，性脆、节理发育；老顶为4.7m厚的中砂岩，厚层状、坚硬；直接底为0.9m厚的泥岩，性脆、节理发育；老底为2.2m厚的砂质页岩，性脆、厚层状。

1.2 巷道原方案

巷道断面形状为直墙半圆拱形，掘宽5.04m，掘高4.02m，墙高1.5m，掘进断面面积17.54m2；净宽4.8m，净高3.9m，净断面面积16.25m2。

巷道原方案采用锚喷支护形式，如图1所示。

图1 巷道支护断面图

锚杆呈矩形布置，顶锚杆选用7根φ22mm×2200mm的螺纹钢锚杆，帮锚杆选用6根φ16mm×1800mm的圆钢锚杆，间、排距为800mm×800mm，每根顶锚杆用两卷锚固剂（一卷CK2355型和一卷Z2355型），每根帮锚杆用2卷Z3537型锚固剂，托板选用规格长×宽×厚为300mm×130mm×10mm的钢板。

锚索选用φ21.6mm×5000mm的钢绞线，呈矩形布置，间、排距为3000mm×1600mm，每根锚索用两卷锚固剂（一卷CK2355型和一卷Z2355型），托板选用规格长×宽×厚为300mm×300mm×10mm的钢板。

钢筋网选用φ6.5mm的钢筋加工制作，网格大小为150mm×150mm。喷层厚度为120mm，采用配比为1∶2∶2的混凝土。

井下调查发现，由于巷道围岩较破碎，导致帮部和半圆拱交界处的角部变形较大，部分区域发生破坏，支护难度较大。分析认为可能由于巷道角部和帮部使用φ16mm圆钢锚杆和φ42mm的锚杆钻头，锚杆的锚固段较短，1.8m长的锚杆偏短，致使角部和帮部支护较弱，巷道围岩变形较大。

2 理论计算

2.1 计算锚杆长度

利用组合拱理论计算锚杆长度，见式（1）[3－4]。

式中：L为锚杆长度，m；L1为锚杆外露长度，m；b为组合拱厚度，m；α为锚杆在破裂岩体中的控制角，°；a为锚杆间排距，m。

由新峪矿实测数据可得，L1为0.1m，b取1.3m，α取45°，a取0.8m，可得L为2.2m 。

2.2 计算锚杆直径

根据锚杆承载力与锚固力等强度原则，由式（2）确定锚杆直径[5－6]。

式中：d为锚杆直径，mm；k为富余系数；Q为锚杆锚固力，N；σt为锚杆抗拉强度，MPa。

据实测数据，k为1.2，Q为70kN，σt为380 MPa，得出d≥18.4mm，故可取20mm。

2.3 计算锚索长度

根据锚索的悬吊作用，由式（3）确定锚索长度[7]。

式中：La为锚索长度，m；La1为锚索锚固长度，m；La2为悬吊的不稳定岩层厚度，m；La3为托盘和锚具的厚度，m；La4为锚索外露的张拉长度，m。

式中：φ1为锚固剂直径，mm；φ2为钻孔直径，mm；φ3为锚索直径，mm；l为锚固剂长度，m。

La1由式（4）确定。工程实践表明，当用树脂锚固剂时，锚索的锚固段长度≥1m，当采用直径28mm钻头，一卷CK2355锚固剂和一卷K2355锚固剂，直径21.6mm锚索的锚固长度为1.833m，符合要求。

根据巷道围岩情况，La2取1.9m；La3取0.15m，La4取0.25m，考虑到顶板厚度的不均匀性，安全系数取1.2，可得La≥4.96m，故锚索长度可取5m。

2.4 计算锚索排距

根据在锚杆失效的情况下，锚索所承担的岩石重量确定锚索排距，由式（5）确定[8]。

式中：S为锚索排距，m；B为巷道宽度，m；γ为上覆岩层平均重度，kN／m3；K为安全系数；σt1为单根锚索极限破断力，N。

据新峪矿资料，B取5.04m，γ取2650kN／m3，K取1.8，σt1取353kN，得出S为2.18m。根据现场情况，锚索排距取1.6m。

3 原方案模拟分析

FLAC3D是基于有限差分法原理的岩土体模拟软件，计算精度高、速度快，在矿山工程中得到了广泛应用[9]。利用FLAC3D对原方案的支护效果进行全面分析，为拟定优化方案提供参考。

3.1 计算模型

模型尺寸为长×宽×高＝30m×20m×30m，坐标原点设置在巷道圆拱圆心处，z轴取重力反方向，x轴取水平向右，y轴取巷道进深方向（图2（a））。

图2 数值模型

为准确反映巷道围岩变形，需使巷道处网格较细密，兼顾模型计算效率，使边界处网格较稀疏[10]，模型有23000个单位体，25221个节点。用结构单元模型cable、shell模拟支护构件，如图2（b）所示。

巷道围岩采用摩尔－库仑模型；已挖掉的岩体采用空模型[11－12]。模型底面采用位移边界条件，限制x、y、z三个方向的位移；四个侧面采用位移边界条件，限制各侧面法线方向的位移；顶面采用应力边界条件，即将上覆岩层重力换算为均布法向应力施加于顶面[13]。

3.2 模拟结果及分析

3.2.1 位移场分析

巷道位移场分布如图3和图4所示。

图3 径向位移场

图4 水平位移场

由位移场的分布情况可得，角部（帮部和半圆拱交界处）、两帮上部变形十分明显，是巷道的薄弱部位，应考虑加强其支护强度，控制薄弱部位变形的大小和扩展范围。

3.2.2 应力场分析

开挖后巷道由原来的三向受力变成二向受力，打破了原岩应力平衡状态，应力发生重新分布，形成图5所示的最大主应力场。可见，巷道帮部和底板受扰动最明显，反映出这两处支护强度不足，无法保证巷道开挖后的应力均匀重分布。由于底板不方便施工，应重点加强帮部的支护，通过强帮带动强顶，改善巷道围岩应力分布。

3.2.3 塑性区分析

图6显示巷道开挖后的塑性区分布情况，shear－n区域表示单元体正在发生剪切破坏，直接影响巷道的稳定性，应重点分析。从图6中可得，剪切破坏区主要分布在巷道帮部、角部、底板。说明原方案不能有效控制两帮、角部、底板的剪切破坏，已威胁到巷道的安全性，暴露了原方案的不足。

4 巷道支护优化

4.1 提出方案

根据现场调研发现的巷道变形特征，结合原方案数值模拟时发现的问题，并考虑巷道稳定性、掘进速度、可实施性，拟定了6种优化方案。

图5 最大主应力场

图6 塑性破坏区

表1 优化方案

4.2 结果分析

利用FLAC3D分别对上述6种优化方案进行数值模拟计算，结果如表2、表3所示。

表2 巷道变形量

表3 巷道变形幅度

为了加强巷道帮部和角部的支护，提出了方案1、2、3。方案1考虑到锚杆钻头直径、锚杆直径、锚固剂直径的合理匹配，将三径比由42∶16∶37改为28∶16∶23，增加锚固段长度和锚固力。方案2和方案3分别用φ18mm×2000mm、φ20mm×2200mm的左旋螺纹钢锚杆代替圆钢锚杆，达到了增加杆体强度、锚固段长度、锚固深度的三重效果。结果显示，方案1、2、3有效控制了巷道围岩的整体变形，尤其水平位移减少的幅度最明显，顶板变形也有一定改善。

在保证巷道稳定性的前提下，考虑施工速度和施工成本，提出方案4和方案5。结果显示，方案4比方案3的顶板位移略微增大，水平位移由于顶板和角部、帮部的耦合作用反而有所减小。方案5比方案4围岩变形略有增大，但变化幅度相对很小；比原方案则不仅大幅减少了水平位移，改善顶板，提高巷道稳定性，而且降低了施工成本，加快了掘进速度。故方案5为最优方案。

由于现阶段新峪矿只有φ22mm×2200mm的左旋螺纹钢锚杆，考虑到可实施性，在方案5的基础上，提出方案6。结果显示，方案6有效地控制了巷道的变形，水平变形比原方案大幅减小，顶板也得到一定的改善，底板变形略微增大，保证了巷道安全性。因此，将方案6称为实施新方案。