某矿-650 m水平大巷软弱破碎围岩支护方案优化设计

2018-09-18马辉

机械管理开发 2018年9期

马辉

（汾西矿业集团贺西煤矿，山西柳林 033300）

1 工程概况

1.1 巷道围岩

某矿-650 m水平车场巷道位于矿井北三采区皮带下山-650 m处，该车场巷道设计长220 m，坡度为0°。巷道断面形状为直墙半圆拱，净宽为5.2 m，巷宽为5.44m，净高为4.5m，巷道掘进面积为21.95 m2，巷道净面积为20.49 m2。-650 m水平车场巷道布置如图1所示。该车场巷道为穿岩层巷道，各煤岩层整体为倾向南东的单斜构造，岩层倾角16°～27°，平均 20°。

图1 -650 m水平下车场巷道布置平面图

-650 m水平车场顶底板岩层较复杂，表1为3煤顶底板岩性特征表。

1.2 -650 m轨道大巷原有支护方案

-650 m轨道大巷采用锚网索喷联合支护，所用的支护材料主要为锚杆、金属网、钢筋梯、锚索以及喷射混凝土，锚杆间排距为800 mm×800 mm，锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm，混凝土喷厚为120 mm。巷道每排安装5根锚索，分别由巷道中心线偏移1 600 mm。

表1 3煤顶底板岩层岩性表

1.3 -650 m南翼回风大巷原有支护方案

该巷道主要采用锚网索梁梯喷联合支护的支护方式，支护材料与轨道大巷相同。锚杆间排距为800 mm×800 mm，锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm，混凝土喷厚为120 mm。巷道每排安装2根锚索，安装位置分别为巷道中心线偏移1 600 mm。

1.4 -650 m南翼皮带大巷原有支护方案

该巷道布置位于3煤顶板岩层内，巷道部分穿过3煤，水平标高-650 m。该巷道采用锚网索梁梯喷联合支护。锚杆间排距为800 mm×800 mm，锚索间排距为1 600 mm×1 600 mm，混凝土喷厚为120 mm。巷道每排安装3根锚索，分别由巷道中心线偏移1 600 mm。

-650 m水平三条大巷在采用上述支护方案后，支护效果不理想，出现了严重的巷道内扩现象，导致各巷道无法发挥各自功能，严重影响了煤矿的正常生产。大巷经加固修复后，支护效果仍不明显。因此，提出针对该实际情况的支护优化方案是该矿亟待解决的问题。

2 -650 m水平轨道大巷支护方案数值模拟分析

2.1 模型建立及模拟方案

-650 m水平轨道大巷的仿真模型长40 m，宽32 m，高40 m。根据各岩性的实际情况，对模型中各岩层赋予不同的力学参数。本构模型设定为摩尔-库仑模型。各侧面及底面均固定，防止其产生位移干扰模拟结果，模型上表面施加相当于650 m岩土自重应力的荷载，大小为16 MPa，水平应力取垂直应力的1.3倍，施加大小为21 MPa的载荷，模拟深部岩体的水平应力[1-3]。

由于该轨道大巷围岩较软弱破碎，原有支护方案的支护效果很不理想，而且原有的支护方案未对巷道底板进行处理，导致巷道四周的围岩应力向底板转移，造成巷道严重底鼓的现象。根据平衡支护技术所述，设计考虑支护的同时，添加巷道底板围岩支护，控制底板围岩变形。因此，设计决定对巷道底板施工反底拱，将巷道卧底400 mm，并将巷道两底角施工成拱形，以减小两底角部位的应力集中；嵌套25U型钢构成反底拱梁，并在U型钢两侧各打一排底板锚杆，每排锚杆与底板呈70°夹角，平衡掉来自巷道底板围岩的应力；最后，以岩土层覆盖，完成整个反底拱的施工。本次研究模拟相同地质条件下采用三种不同的支护方案支护巷道时的围岩变形情况，根据计算结果对比三种不同支护方案的支护效果[4-5]。模拟支护方案如下：

方案1：该方案为-650 m水平轨道大巷原有的支护方案，其支护效果不理想，采用该方案后，巷道出现围岩内扩现象，不但延误了井下生产作业，还增加了支护费用。该方案的模拟结果可作为方案对比时的参考，另外两种模拟结果中的围岩位移都应比该方案的小一些。

方案2：该方案在方案1的基础上增加了支护密度，分别在顶板和两帮增加了锚杆支护，以减小支护结构受力，限制巷道顶板及两帮围岩的位移。同时，该方案调整了锚杆的安装位置，增加了巷道底角锚杆，以减小巷道底角部位围岩的位移。

方案3：该方案在方案2的基础上增加了锚索支护，即在巷道两底角上方增加锚索支护，并对巷道进行反底拱及底板支护的施工，即：将巷道卧底400 mm，并将巷道两底角施工成拱形；沿底板嵌入U型钢作反底拱梁，穿过每排U型钢施加底板锚杆；最后以岩土层覆盖。

运用FLAC 3D模拟构建的仿真模型分别采用以上三种支护方案时，由所得的数值模拟结果可以看出：当模型施加方案1的支护方式时，巷道两帮围岩最大水平位移为92.4 mm，巷道顶板围岩最大垂直位移为63.6 mm，底板围岩最大垂直位移为110.3 mm，巷道围岩内扩现象比较明显。当模型施加方案2时，巷道两帮围岩最大水平位移为55.3 mm，顶板围岩最大垂直位移为30 mm，底板围岩最大垂直位移为60 mm，与方案1的结果相比，巷道围岩内扩现象有所缓解，可见方案2的支护效果好于方案1。当模型施加方案3时，巷道两帮围岩的最大水平位移为36.2 mm，顶板围岩最大垂直位移为38.4 mm，底板围岩最大垂直位移为24.3 mm。与方案1的结果相比，巷道围岩变形很小，支护效果好于方案1；与方案2的结果相比，底板围岩位移量有所下降，但顶板下沉量有些许增大，因此方案3可用于支护底板岩性较软的巷道。经过以上分析可知，-650 m水平轨道大巷采用方案2和方案3都可有效地支护巷道围岩，且围岩支护效果明显好于原有的支护方案。

2.2 轨道大巷支护方案

根据模拟结果分析，共为-650 m轨道大巷设计两套支护方案。两套方案均为锚网索喷支护，支护材料为：金属网、钢筋梯、锚杆、锚索、混凝土喷浆，方案1不做底板处理，方案2对地板进行反底拱施工。两方案主要作为轨道大巷下一阶段掘进支护方案，一般情况下采用方案1，当掘进揭露围岩条件较差，岩体泥化变软、节理裂隙发育等情况时采用方案2。

2.3 回风大巷支护方案优化设计

同样，-650 m回风大巷也设有两套方案，一般情况下采用方案1，掘进揭露围岩条件较差时采用方案2。

当巷道掘进揭露围岩条件较差时，可按照上述大巷支护方案中的反底拱施工法进行底板处理。

3 支护效果观测

3.1 支护效果观测方案

图2 支护效果观测测点布置图

本次支护效果观测主要测量巷道的表面位移，即两帮移近量和顶底板移近量。观测区域主要位于-650 m水平轨道大巷内，共设置4个测点，分别编号为1—4号测点，测点布置如图2所示。每个测点为1个观测断面，每个断面的两帮及顶底分别安设对齐的测钉，每隔一段时间用测枪及塔尺测量巷道两帮及顶底板间的距离，观察距离随时间的变化，可检验支护方案是否成功。