松散破碎围岩巷道支护技术模拟研究

任红伟

松散破碎围岩巷道支护技术模拟研究

任红伟

(长冶三元中能煤业有限公司，山西 长治市 046600)

常村煤矿N3-6皮带巷过断层时，巷道应力集中，且存在强拉应力作用于顶底板，造成巷道顶板冒落与底板底臌。为此，提出巷道锚网+棚支护过断层的支护方案。经数值模拟及巷道围岩位移监测，表明该支护方法可有效控制巷道收敛变形，减少巷道表面位移，对松散破碎围岩具有较好的支护效果。

松散破碎围岩;巷道支护;锚网+棚支护

1 工程概况

常村煤矿N3-6皮带巷揭露断层后围岩破碎，岩层自稳时间短，巷道变形严重，两帮移近量为300～400 mm，顶底板移近量为400～700 mm，底臌较为严重[1]。巷道支护效果不佳，常有岩块掉落，导致巷道超挖，支护效果减弱，对矿井安全带来 隐患。

2 支护方案设计

针对巷道围岩情况，提出了钢网+棚支护的方法。巷道采用Φ22×2400 mm左旋式无纵筋螺纹钢强力锚杆进行支护，巷道顶板布置6根，间距为900 mm；巷道两帮处布置4根，间排距为1000 mm×1000 mm。采用Φ22×7300 mm高强度低松弛钢绞线作为锚索材料，每根锚索需要1×19股钢绞线。每排钻孔布置两根锚索，间排距为2000 mm×2000 mm。金属网选用8#铅丝铰接而成，网孔结构选取30 mm×30 mm的菱形结构。对巷道采用12#工字钢棚进行辅助支护，详情见图1。

图1 巷道锚杆（索）支护示意图（单位：mm）

3 数值模拟分析

3.1 建立模型

常村煤矿N3-6皮带巷为5200 mm×3400 mm的矩形断面，巷道两侧分别为宽35 m的保护煤柱与实体煤。建立模型时，断层破碎带厚度取值为6 m，模型总大小为70 m×70 m×60 m，模型四周与底部固定，顶部自由，如图2所示。

图2 数值模拟模型图

3.2 数值模拟结果

图3、图4为巷道有无支护时围岩的塑性区分布图。

对比图3、图4可知，巷道支护后塑性区域有一定程度的减小，受拉应力的区域也明显减少；根据断层中巷道围岩变形量可知，在此支护条件下，塑性区范围最小值可以达到2.5 m。

图3 巷道无支护时围岩塑性区分布图

图4 巷道锚网+棚支护时围岩塑性区分布图

图5为支护条件下的巷道变形规律曲线图，由图5可知，顶底板的最大移近量为315 mm，两帮的最大移近量为304 mm。巷道围岩的变形程度较为缓慢，且顶板变形具有不对称性。说明该设计方案对巷道围岩起到了良好的支护效果。

图5 断层破碎带巷道锚网+棚支护围岩变形曲线

4 巷道表面位移监测

在巷道围岩完整段和破碎段各设置一处观测点（记为测站一、测站二），对巷道围岩的移近量进行监测，记录两个测点的监测数据并绘制曲线图，如图6～图9所示。

图6 测站一巷道顶底板及两帮移近位移监测数据统计图

图7 测站一巷道顶底板及两帮移近速度变化监测数据变化图

图8 测站二巷道围岩位移监测数据变化图

图9 测站二巷道顶底板及两帮移近速度变化监测数据变化图

由图6～图9可知，巷道围岩的变形量先快后慢，直到第26天后变化平缓；2个测站无支护时的两帮变形量分别为359，652 mm，采用锚网+棚支护后两帮变形量分别为219，293 mm，分别减小了39.0%、55.1%；两个测站无支护时的顶底板移近量分别为471，1238 mm，采用锚网+棚支护后顶底板移近量分别为 254，313 mm，分别减小了46.1%、74.7%。由此可见采用锚网+棚支护后可以明显减小巷道表面位移，确保安全高效地生产作业。

5 结 语

常村煤矿N3-6皮带巷过断层时，巷道围岩松散破碎，应力集中明显且多变，造成巷道顶板冒落与底臌，因此，提出了锚网+棚支护过松散破碎围岩巷道的设计方案，经数值模拟计算以及巷道表面位移监测，结果表明：采用锚网+棚支护后可减小巷道表面位移，控制巷道收敛变形，确保矿井安全作业。对同类巷道的维护起到一定的指导作用。

[1] 秦广鹏,蒋金泉,孙 森,等.大变形软岩顶底板煤巷锚网索联合支护研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):209-214.

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[3] 周 开.深部工程软岩巷道“双壳”支护理论与技术[J].煤矿安全, 2016,47(6):78-81.

[4] 王文才,魏文彬,张 博,王 玲.矩形巷道预应力锚杆加固拱理论研究[J].煤炭技术,2015,34(03):42-44.

[5] 杨双锁.煤矿回采巷道围岩控制理论探讨[J].煤炭学报,2010, 35(11):1842-1853.

(2018-11-27)

任红伟(1992—),男,山西运城人，主要从事煤矿开采与管理工作，Email:452326309@qq.com。