高地应力软岩巷道锚网索拱协同耦合支护技术研究

2021-02-27王晓燕党林航

有色金属（矿山部分） 2021年1期

王博，王晓燕，党林航

(1.宁夏建设职业技术学院，银川 750021；2.宁夏大学，银川 750021；3.中交通力建设股份有限公司，西安 710054)

对地下矿山的开采而言，巷道支护是影响矿山安全的关键因素。随着开采深度的加大，巷道压力增加，顶板围岩条件日趋复杂，围岩在开挖后较长时间内难以稳定，巷道维护困难，严重困扰煤矿的安全采掘。

锚杆支护作为一种主动支护方式，在控制围岩变形、降低施工成本、改善作业环境方面具有明显优势，但随着深埋大变形巷道的日趋增多，锚杆支护在工程应用中也存在着一定问题。在组成支护体系的各个构件中，锚杆是最主要的作用构件，但是随着巷道埋深的加大，支护环境的复杂，仅仅依靠锚杆很难控制围岩变形，需要与锚索、托梁、拱架等构件组合使用，充分发挥锚杆对围岩的主动支护作用。单仁亮等[1]研究表明通过锚索二次耦合支护调动深层围岩的强度及底角锚杆来限制岩层移动避免岩体开挖之后进一步破碎开裂，可以有效地控制围岩的变形。何满潮等[2]通过研究大变形巷道支护原理，表明锚网拱梁联合支护最为适合大变形巷道。金志刚在深埋软岩高应力综放回采巷道中采用锚杆、锚索支护技术，经实践证明，锚杆、锚索联合支护技术适应性强、支护强度高，能够有效防止围岩的变形，增加岩体支撑作用。由于高地应力巷道支护的问题复杂，变形、破坏机理仍处于研究探索阶段，虽然近年来在理论研究和工程实践中取得了一定成果，但高应力软岩巷道支护问题依然是一项技术难题，研究高应力软岩支护技术将对我国矿山高应力开采具有重要理论意义和工程应用价值[3]。

1 锚网索拱协同耦合支护技术

高地应力软岩巷道变形实际是巷道围岩在应力作用下产生塑性变形的结果。当围岩与支护体系出现力学特点不耦合，就会首先在巷道关键部位出现较大变形，最终导致支护体系整体失效。

锚网索拱协同耦合支护主要针对高地应力软岩巷道在关键部位所产生的塑性变形，通过在关键部位实施锚索二次耦合支护来限制围岩产生较大变形，并结合强力拱架支撑，实现围岩荷载均匀扩散，提高巷道的整体稳定性[4]。

软岩巷道变形主要为塑性变形，巷道围岩往往出现变形时间长、变形量大的特点。对软岩巷道进行支护，必须从“单点限制变形原理”转变为“整体协同变形原理”。关键部位二次耦合支护的重点在于能否合理确定锚索支护的位置与时间，并准确计算支护参数，确保支护构件能在关键部位有效发挥作用，充分调动围岩自稳能力[5]。对关键部位实施锚索耦合支护的具体过程包括：巷道开挖后，及时施工锚网初次支护；通过巷道围岩变形监测，结合数值模拟分析与力学计算，准确确定锚索作用的关键位置与施工参数；通过锚索在关键部位的支护作用，结合强力拱架支撑，使支护体系与围岩最终达到耦合状态，确保巷道施工安全。

2 实际工况

实际工况巷道埋深约310 m，煤层平均厚度13 m，煤层顶、底部破碎，特别是巷道顶板下沉量较大。煤层单轴抗压强度为18.5 MPa，顶板单轴抗压强度为55 MPa，底板单轴抗压强度为32.5 MPa。巷道顶部和帮部为砂岩，巷道底部为砂岩或砾岩。巷道出现变形主要是由上覆岩层自重应力及采空区动压作用所造成，属于典型高应力大变形巷道。

采用钻孔窥视仪对巷道进行了原位测试。孔位垂直于顶板，深9.0 m，测试结果如图1所示。

从顶部钻孔的截图可以发现，该巷道顶板围岩分层明显；在5 m范围以外，裂缝数量较少，裂缝不明显；在5 m范围内，裂缝出现较多，裂缝明显变宽。在3 m范围内，巷道围岩破碎明显；在2 m范围内，巷道围岩破碎进一步加剧。

3 巷道支护参数设计

根据耦合支护理论公式，分别计算初次耦合支护参数和二次耦合支护参数。

3.1 初次耦合支护参数计算

1)锚杆长度计算

lg=lg1+lg2+lg3

(1)

式中：lg—锚杆长度，m；lg1—锚杆外露长度，取0.1 m；lg2—锚杆工作长度，m；lg3—锚杆黏结长度，取0.3 m。

大变形巷道中锚杆工作长度lg2按式(2)计算。

(2)

式中：b—巷道宽度，m；k1—抗拉安全系数，一般取3～5；Pd—顶板围岩支护荷载，kN/m2；σt—岩体平均抗拉强度，MPa。

其中顶板围岩支护荷载Pd按式(3)计算。

(3)

式中：Pd—顶板围岩支护荷载，kN/m2；k—支护安全系数，一般取为1.2～2.0；L—围岩承载长度，m；W—顶板内围岩重量，kN/m。

式(3)中围岩承载长度L，顶板围岩支护荷载Pd分别采用式(4)和式(5)计算。

(4)

式中：b—巷道宽度，m；h—直墙圆拱形巷道拱高，m。

W={[b+(h+mz)tanβ](h+mz)-bh}γ

(5)

按式(4)计算围岩承载长度L长度为：

=1.57×2.5

=3.925 m

按式(5)计算顶板内围岩重量W为：

W={[b+(h+mz)tanβ](h+mz)-bh}γ

={[5+4.7×tan 27.5°]×4.7-3×2.5}×25

={7.444×4.7-7.5}×25

=687.17 kN/m

按式(3)计算顶板围岩支护荷载Pd为：

=350.15 kN/m2

按式(2)计算锚杆工作长度lg2为：

=2.09 m

则按式(1)计算锚杆长度为：

lg=lg1+lg2+lg3

=0.1+2.09+0.3

=2.39 m

综合考虑该巷道实际情况与类似工程经验，锚杆长度取2.5 m。

2)锚杆间排距计算

锚杆间排距按式(6)计算。

(6)

锚杆可以为直径22 mm的Q235无纵筋螺纹钢锚杆，破坏荷载[σb]取144 kN，锚杆间排距按式(6)计算为：

=0.64 m

考虑本巷道采用锚网索拱强力支护，参考类似巷道支护施工经验，锚杆间排距取700 mm。

3.2 二次耦合支护参数计算

1)锚索长度计算

ls=ls1+ls2+ls3

(7)

式中：ls—锚索长度，m；ls1—锚索外露长度，取0.3 m；ls2—锚索工作长度，m；ls3—锚索黏结长度，取1.3 m。

参考类似工程，锚索工作长度ls2可式(8)确定。

(8)

式中：b—巷道宽度，m；hi—巷道稳定岩层下厚度，m；i—巷道稳定岩层下岩体层数。

锚索工作长度ls2按式(8)计算为7.5 m。则锚索长度按式(7)计算为：

ls=ls1+ls2+ls3

=0.3+7.5+1.3

=9.1 m

2)锚索间排距计算

锚索间排距按式(9)确定。

(9)

式中：b—巷道宽度，m；γ—上覆岩体平均重量，kN/m3；[σa]—单根锚索的极限破断力，取260 kN；k2—安全系数，一般取3～5。

锚索可以采用15.24 mm的钢绞线，极限破坏荷载为260 kN，按式(9)计算。

=1.56 m

锚索排距按式(9)计算数值确定，锚索间距参考锚杆间距设计。锚索施加的时间应在围岩与锚杆锚固段之间岩层变形由急剧向缓慢转化时，大约距工作面20 m。锚索施加的关键位置可采用数值模拟分析得出[6]。

4 数值模拟分析计算

为了进一步明确锚索施加的关键位置，确定锚网索拱支护效果，采用有限差分软件FLAC进行数值模拟分析。以某高地应力松软破碎巷道为计算模型，用锚杆单元模拟锚杆、锚索，钢拱架、金属网通过公式计算折算为壳单元，梁与岩层之间设有接触面，模型力学参数如表1所示[7]。

由图2、图3可知，巷道开挖后，围岩应力在洞壁处高度集中，原岩应力状态已被破坏，围岩应力出现了明显的二次重分布。当塑性区产生后应力集中区向深部转移，塑性区持续变大，巷道顶部变形尤为明显，直至应力强度超过围岩强度后，围岩整体失稳破坏[8]。

由图4、图5可知，巷道顶板采用锚杆、钢筋网初次支护后顶板变形得到一定控制，但顶板变形仍然较大，为28.3 mm，塑性区主要集中在巷道顶板中线25°左右，特别是距前排锚杆支护后的0.5 m处是锚杆支护的薄弱区域，此区域应视为锚索二次耦合关键位置区。

由图6、图7可知，在关键部位采用锚索协同支护后，巷道顶板变形量由28.3 mm下降至13.6 mm，配合钢拱架使用后帮部、底板变形也得到了明显控制，围岩塑性区显著减少。这表明施加锚网索拱协同支护后有效控制了巷道围岩的变形，提高了围岩的承载能力。

5 施工监测

对该巷道目前采用的锚网索拱支护方案。其中顶部锚杆参数为Φ22 mm×2 500 mm。帮部锚杆参数为Φ22 mm×2 000 mm。锚杆间、排距为700 mm×700 mm。网片采用钢塑复合网，网片参数为900 mm×2 200 mm。锚索采用7股低松弛钢绞线，锚索参数为Φ15.24 mm×9 100 mm，排距为4根/3排，3排数量分别为2-1-1，同排间距为1 500 mm。钢架为拱形可缩支架。

对该巷道进行位移变形监测，监测内容有两帮相对移近和顶板下沉量。巷道断面收敛监测采用收敛计，顶板离层监测采用多点位移计。

通过图8～10三个测站位移曲线图可知顶板下沉量最大值为13.7 mm，两帮移近量最大值57.3 mm，在巷道施工过程中，巷道围岩变形经过20～25 d逐渐达到了稳定状态，说明支护体系对试验巷道起到了较好的支护效果。图11中锚索受力最大值为157 kN，图12中锚杆受力最大值为48 kN，说明锚杆、锚索的支护能力得到了充分利用，同时支护构件仍具有较高的安全储备。