分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究

吴小兵

（山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司，山西 乡宁 042100）

1 工程概况

毛则渠矿目前主采2 号煤，211 工作面位于井田的南部，设计长度1430 m，西部256 m 为赵院村河流保安煤柱线，东部185 m 为209 综放工作面，南部为回风、轨道、运输大巷。211 工作面位于采区南翼，巷道布置沿2#煤层底板掘进。2#煤层平均厚度为7.06 m，上距K8 砂岩底32 m 左右，下距K7 砂岩顶5～6 m，距10#煤约43.0～45.0 m。顶板为泥岩、粉砂岩，局部有伪顶存在，厚度一般在1～2 m；基本顶为细粒砂岩，厚度一般在3～4 m；底板为泥岩、砂质泥岩。煤层f=1.7～2.4。根据以往生产经验及211 工作面运输巷、回风巷揭露情况， 211 工作面直接岩层围岩条件较复杂，表现出裂隙发育、裂隙水弱化破坏围岩等特征，易引发巷道的失稳破坏。为保障切眼的安全顺利施工，对其支护方案及掘进工艺展开研究。

2 分层围岩体大跨度切眼支护方案

211 工作面开切眼沿2#煤层底板掘进，设计断面宽、高=7.6 m、3.5 m，巷道直接顶板为厚度2.0～3.5 m 顶煤，在夹矸、节理的影响下表现出明显的分层特征，设计采用“预应力高强锚杆+预应力长锚索+钢筋网+钢带+单体柱”协同支护方案。

2.1 顶板锚杆稳定力学分析

为分析分层围岩体顶板岩层在锚杆支护作用下稳定性，依据力学理论中关于梁的假定建立力学分析模型[1]，如图1（a）。

图1 锚固围岩体梁力学模型

锚固围岩体受力变形方程[2]：

式中：W为水平岩体梁挠度；E为岩体弹性模量；b为锚杆锚固范围；J为水平梁横截面惯性矩。

将顶板岩梁视为两端简支的结构，根据材料力学得到其力矩方程：

式中：q为顶板岩梁受到的均布载荷；Pm为锚杆提供的支护阻力；l为水平岩梁跨度；N为水平岩梁水平应力；该结构的边界条件为：W（x）|x=0=0；W（x）|x=l=0；设k2=N/EJ，解得水平梁挠度方程：

结合211 工作面顶板围岩条件，顶板岩层受到的垂直应力q=3 MPa，切眼跨度为7.6 m，水平岩梁跨度l=8 m，顶板岩层弹性模量E=1.07 GPa，锚杆锚固强度Pm=0.1 MPa，侧压系数λ=1.2。以顶板锚杆锚固厚度b=2 m 为例，为计算水平岩梁变形量，首先计算出惯性矩J=d（∑bi）3/12=0.667 m4，d为单位长度，取1 m；N=λdq∑bi=1.2×1 m×3 MPa×2.0 m=7.2 MPa；k2=N/EJ=7.2 MPa÷（1.07 GPa×0.667 m4）=0.010 088 m-2；k=0.100 439 m-1，sin（kl）=sin（0.100 439 m-1×8 m×180°/π）=0.72；cos（kl）=cos（0.100 439 m-1×8 m×180°/π）=0.69。

将上述参数代入式（3）可求得水平梁各处的挠度，换算得到此处的下沉量。

针对锚杆锚固长度为1.5 m、1.8 m、2.0 m、2.2 m、2.5 m、3.0 m 条件下分别进行计算，最终得到不同锚杆长度条件下顶板下沉量变化规律如图1（b）。可以看出，巷道中部顶板下沉量最大，锚杆长度越大，顶板整体下沉控制效果越好。锚杆长度为1.5 m、1.8 m 时，最大下沉量分别达到585 mm、320 mm，锚杆长度大于等于2.0 m 后，顶板最大下沉量小于200 mm，因此应选用2.0～2.5 m 的锚杆。结合该矿现有支护锚杆材料，确定顶板锚杆规格为Φ18 mm×L2100 mm。

2.2 锚索悬吊稳定性分析

参阅以往相关研究成果[3]，针对锚杆锚固范围内分层围岩体顶板层状梁结构，顶板锚索的作用为水平梁体下方的作用反力Fc，同排锚索间布置间距为ai，水平层状梁力学分析模型如图2（a）。通过叠加梁力学理论、挠度方程计算得到锚索数量为1～5 根条件下顶板下沉量变化曲线如图2（b）。

图2 力学模型及分析结果

由图2（b）可以看出，在顶板锚索强力悬吊的作用下，顶板下沉量随着锚索数量的增加而逐渐减小，但是顶板锚索的增多将引起施工时间的滞后及成本的增加，因此应综合考虑巷道围岩条件、跨度、所需支护强度、成本等多方面因素来设计锚索间排距。顶锚索由三部分组成：托盘及外露长度通常为0.3 m；自由段长度可取顶板冒落拱高度，根据211 工作面开切眼顶板岩层岩性特征，取5.45 m；锚固段长度通常为1.8 m。因此顶板锚索长度不应小于7.55 m，因此设计顶板锚索长度8 m。

从顶板锚索能够承载分层围岩体自重的角度出发，计算公式：Fst×n≥K×a×x0×r∑bi，其中，a为巷道跨度，取8 m；n为顶板锚索数量；Fst为锚索拉拔力，取300 kN；K为安全系数，取1.5～2；x0为锚杆排距，取1.0 m；∑bi为顶板冒落拱高度，取5.45 m；r为顶板岩层容重，取25 kN/m3。计算可得n≥5.45，由此可知顶板锚索数量不应少于6根。综合考虑后设计顶板锚索规格为Φ17.8 mm×8000 mm，每排5 根。

2.3 211 切眼支护方案

以矿井现有支护条件为基础，设计211 工作面开切眼锚网索联合支护方案。顶板采用螺纹钢锚杆，老塘帮采用圆钢锚杆，回采帮采用玻璃钢锚杆，锚索采用预应力钢绞线，单体柱规格为DW40-250-110X，巷道铺底采用C25 混凝土，厚度240 mm。锚杆锚索布置详情如图3。

图3 211 工作面开切眼支护方案示意图（mm）

3 切眼开挖方式数值模拟研究

为了实现大断面切眼巷道“掘进-支护”作业的高效协同，提出“优先进行小断面导硐开挖支护，然后扩刷形成大跨度切眼巷道”的掘进技术对策。设计以下三种开挖方案：方案一，7.6 m 一次开挖支护完成；方案二，初次开挖巷宽2.6 m，帮部扩刷宽度5.0 m；方案三，初次开挖巷宽5.0 m，帮部扩刷宽度2.6 m。为分析不同开挖方式切眼掘进期间围岩变形规律，以211 工作面切眼开挖支护为研究对象，采用模拟软件FLAC3D进行计算分析。通过模拟分析得到不同开挖方案围岩塑性区分布模拟结果如图4，巷道表面变形量数值模拟结果见表1。

表1 不同开挖方式巷道表面变形量数值模拟结果 mm

图4 不同开挖方式下围岩塑性区分布

根据图4 及表1 所示结果可以看出，方案一条件下，顶板破坏深度达到5.0 m，两帮约为1 m，底板1.5 m，巷道表面变形量也较大，顶板下沉量达到282 mm，表明大尺寸切眼巷道一次开挖对围岩扰动相对剧烈，围岩破坏最为严重，相对应巷道表面变形量也较大。方案二条件下，顶板岩层塑性破坏最大深度为3.5 m，顶板塑性破坏范围相对方案一明显减小，巷道表面变形量也明显降低，说明小断面开挖可减少对围岩的扰动，改善支护对围岩体的增益作用。方案三条件下，顶板岩层塑性破坏范围相对方案二进一步减小，巷道表面变形量也有些许降低，进一步说明，小断面开挖-支护后扩帮开挖-支护有利于改善围岩塑性破坏程度、变形情况。总体而言，开挖方案三最为可行。

4 应用效果分析

在211 工作面切眼采用上述“掘进-支护”方案施工期间，根据现场监测数据整理得到图5 所示结果。首次开挖掘巷宽度为5 m，顶底板最大移近量为80～100 mm，两帮最大移近量为140～160 mm，巷道围岩整体稳定；在对帮部扩刷开挖2.6 m后，顶底板最大移近量115～160 mm，两帮最大移近量150～240 mm，顶底板相对移近率4.6%，两帮移近率3.2%，围岩变形量总体在可控范围内，不影响巷道正常使用，支护效果达到预期要求。

图5 211 工作面切眼表面变形量监测结果

5 结论

通过理论分析计算、数值模拟、矿压监测等手段进行毛则渠煤矿211 工作面切眼支护参数、开挖方式的研究，主要结果如下：

1）顶板锚杆合理长度为2.0～2.5 m，设计顶板锚杆规格Φ18 mm×L2100 mm，顶板锚索规格Φ17.8 mm×L8000 mm，采用“锚杆+钢筋网+锚索+单体柱”联合支护技术。

2）采用小断面开挖方式可减少对围岩的扰动，改善支护对围岩体的增益作用，设计211 工作面切眼一次开挖宽度5.0 m，帮部二次扩刷宽度2.6 m。

3）211 工作面切眼开挖后，顶底板移近量115～160 mm，两帮移近量150～240 mm，变形满足矿井安全生产需求，所设计的支护参数及开挖方式应用效果较好。