基于圍巖地質(zhì)力學(xué)測試的巷道支護實踐

劉凡

（山西焦煤西山煤電集團公司杜兒坪礦，太原 030022）

基于圍巖地質(zhì)力學(xué)測試的巷道支護實踐

劉凡

（山西焦煤西山煤電集團公司杜兒坪礦，太原 030022）

杜兒坪礦為完善南九盤區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)，對該盤區(qū)的2號煤皮帶巷沿巷道中線方向向西延伸。現(xiàn)有巷道采用錨帶網(wǎng)聯(lián)合支護，受礦壓及采動影響，頂板下沉、兩幫回縮量大、底鼓變形嚴重。延伸巷道段決定在全錨支護的基礎(chǔ)上，采用地質(zhì)力學(xué)測試分析、巷道群應(yīng)力分布特征分析、支護形式與參數(shù)選擇等技術(shù)手段，對巷道支護重新設(shè)計，確保支護強度滿足服務(wù)年限要求。

巷道；地質(zhì)力學(xué)測試；支護設(shè)計；實踐

1 問題的提出

杜兒坪礦井田面積69.7 km2，設(shè)計生產(chǎn)能力500萬t/a。為了完善南九盤區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)，需提前對該盤區(qū)的2號煤皮帶巷再延伸473m。

南九盤區(qū)2號煤皮帶巷采用錨帶網(wǎng)聯(lián)合支護，受礦壓及采動影響，頂板下沉、底鼓嚴重、兩幫回縮量大。雖巷道變形嚴重，但全錨支護還是起到了支護作用，說明該區(qū)域的巷道完全能夠采用全錨支護，而巷道嚴重變形是因全錨支護的設(shè)計不合理。因此決定在全錨支護的基礎(chǔ)上，對該巷道延伸段的支護進行重新設(shè)計。

2 確定設(shè)計方案

目前在煤巷支護中，方案的確定和實施依然以經(jīng)驗為主，隨意性很強，未能根據(jù)地質(zhì)條件的不同，確定相應(yīng)的支護，而對巷道穩(wěn)定性起破壞作用的主要原因是巖體力學(xué)環(huán)境[1]與地應(yīng)力狀態(tài)[2-3]。因此，本支護設(shè)計決定通過地質(zhì)力學(xué)測試與分析[4-5]、巷道群應(yīng)力分布特征分析[6]等手段進行理論分析，為錨桿支護形式和參數(shù)選擇提供技術(shù)支持。

3 方案實施路線

3.1 分析整理地質(zhì)資料

南九盤區(qū)2號煤皮帶巷延伸段埋深497～592m。煤厚1.80～2.20m，平均2.00m，傾角2°～6°，平均3°。之上依次為砂質(zhì)泥巖1.50～2.20m，2號上煤厚0.55m，砂質(zhì)泥巖1.20m，粉砂巖3.01m。直接底為砂質(zhì)泥巖0.1～0.77m，往下依次為細砂巖0.75～1.75m，粉砂巖5.15m。北鄰南九盤區(qū)2號煤軌道巷（未掘），南鄰南九盤區(qū)2號煤回風(fēng)巷（未掘），見圖1。

3.2 地質(zhì)力學(xué)測試與分析

在施工巷道附近選取兩個測量站，對煤巖體強度[7]與地應(yīng)力進行測試，并觀察煤巖體整體結(jié)構(gòu)。

3.2.1 巷道圍巖強度測試

使用WQCZ－56型巖體強度探測器，對兩測試位置頂板探孔深10m，進行巖體強度探測，另在巷道煤幫的探孔進行煤體強度探測，得出：南九盤區(qū)2號煤頂板的砂質(zhì)泥巖抗壓強度平均33.5 MPa，粉-細砂巖抗壓強度平均70.1 MPa；2號煤體抗壓強度平均19.43 MPa。

3.2.2巷道圍巖結(jié)構(gòu)觀察

用KDVJ-400型礦用電子窺視儀，利用探孔觀測巷道頂板巖體的構(gòu)造面發(fā)育情況，得出：南九盤區(qū)2號煤層及頂板巖性與地質(zhì)資料相符；直接頂砂質(zhì)泥巖的厚度不穩(wěn)定，當層厚較薄時易離層；層厚增大時，結(jié)構(gòu)較為完整；南九盤區(qū)2號上煤之上巖層結(jié)構(gòu)完整，僅局部有很少環(huán)向裂隙。

3.2.3 地應(yīng)力測量

用SYY-56型小孔徑水壓致裂地應(yīng)力探測器，測定地應(yīng)力的程度與方位。測試數(shù)據(jù)如表1所示，并得到以下結(jié)論。

1）該巷道施工范圍最小水平主應(yīng)力＜最大水平主應(yīng)力[9]＜垂直應(yīng)力，產(chǎn)生了應(yīng)力場，且主要為垂直應(yīng)力。

2）該巷道施工范圍內(nèi)最大主應(yīng)力方向在N9°E～ N14°W之間。

3）該巷道施工范圍最大應(yīng)力在9～15 MPa之間，地應(yīng)力場為中等。

3.2.4 數(shù)據(jù)分析

1）該延伸段地應(yīng)力最大14.83 MPa，小于中等地應(yīng)力水平峰值，且以垂直應(yīng)力為主，頂板受水平應(yīng)力影響很小，給巷道穩(wěn)定性造成的破壞不大。

2）該延伸段布置方向為北偏東65°，但該區(qū)域地應(yīng)力方位為北偏東9°，二者夾角56°，為非垂直關(guān)系，見圖2。

3）最大水平主應(yīng)力方向最好與巷道軸向垂直[9]，但巷道方位已定，只能通過加強支護來減弱最大水平主應(yīng)力給巷道穩(wěn)定性造成的破壞。

3.3 數(shù)值模擬

該延伸段掘進斷面為矩形，寬4.6m，高3.3m。煤巖層力學(xué)參數(shù)，如表2所示。

構(gòu)建對應(yīng)的FLAC3D數(shù)值模型[10]，模型上部及內(nèi)部荷載按測得地應(yīng)力數(shù)值施加，以分析巷道圍巖應(yīng)力分布特征及塑性范圍，來指導(dǎo)支護設(shè)計，得出：該延伸段頂?shù)装迩^(qū)域0.5m；左、右?guī)颓^(qū)域2.0m，且大于其它巷道，因此，在支護設(shè)計時，需對兩幫格外關(guān)注。

按南九盤區(qū)2號煤軌道巷、南九盤區(qū)2號煤皮帶巷和南九盤區(qū)2號煤回風(fēng)巷的次序模擬施工，形成應(yīng)力分布特征，見圖3和圖4，得出：

1）該延伸段兩側(cè)發(fā)生應(yīng)力集中，右側(cè)距煤幫2.14m為應(yīng)力最大值點，峰值20.9 MPa，集中系數(shù)1.52；左側(cè)距煤幫3.07m為應(yīng)力最大值點，峰值21.0 MPa，集中系數(shù)1.52。

2）該延伸段兩側(cè)受集中應(yīng)力作用相差不大，但左幫受影響的范圍比右?guī)痛?，因此在兩幫特別是左幫的支護上，要考慮錨桿（索）長度對圍巖的控制作用。

3.4 支護參數(shù)計算

3.4.1 巷道兩側(cè)破壞深度

式中：C為巷道兩側(cè)破壞深度，m；Kσ為應(yīng)力集中系數(shù)，Kσ＝Ks×Ka=2.3×1.17=2.69；Ks為應(yīng)力集中系數(shù)，和巷道斷面有關(guān)，取2.3；Ka為受靠近工作面老空區(qū)波及系數(shù)，由式（2）確定：

式中:X為煤柱實測寬度，取20m；σrm為老頂單向抗壓強度，實測平均值70 MPa；h為采高，取3.2m；hi為直接頂厚度，實測平均值1.85m；σcc為巷道截割煤層的單向抗壓強度，實測平均值19.43 MPa；γ為巷道上覆巖層密度，實測平均值24 kN/m3；H為巷道埋深，平均值540m；α為煤層傾角，平均3°；hc為巷道截割煤層厚度，取巷道高度3.3m；l為巷道截割煤層最大寬度，取巷道寬度4.6m；μ為煤層波松比，取0.45；φ為煤層內(nèi)摩擦角，為20°。

代入式（1）中，得：

3.4.2 確定巷道頂板破壞高度

式中：b為巷道頂板破壞高度，m；a為巷道半寬度，取2.3m；C為巷道兩幫破壞深度，1.35m；λ為巷道側(cè)壓系數(shù)（考慮水平應(yīng)力作用），由式（4）確定：

Ky為頂板巖層完整系數(shù)，與巖層節(jié)理裂隙、分層厚度和強度等多種條件相關(guān)，由式（5）確定：

式中：D1為分層厚度0.3m；D2為節(jié)理間距，0.2m；σcr為頂板巖層單向抗拉強度，取70 MPa。

代入式（3）得：

3.4.3 確定頂板載荷集度

式中：Qr為頂板載荷集度，kN/m。

3.4.4 確定巷幫載荷集度

式中：Qs為巷幫載荷集度，kN/m。

3.4.5 確定頂錨桿支護參數(shù)

頂板破壞高度大于0.2m且小于1.6m，所以按以下方法確定：

1）頂錨桿長度

式中：Lbr為頂錨桿長度，m；Δ為錨桿外露與錨固段長度之和，取1.4m；B為巷道頂板破壞高度，0.88m。根據(jù)計算結(jié)果，結(jié)合礦用錨桿長度選型，采用L=2 400mm螺紋鋼錨桿。

2）頂錨桿直徑

式中：d為錨桿直徑，mm；Q為錨固力，由拉拔試驗確定為90 kN；σt為錨桿抗拉強度，400 MPa。

將數(shù)據(jù)代入式（9）得：

根據(jù)計算結(jié)果，同時為提高頂板支護效果，采用直徑22mm螺紋鋼錨桿。

3）頂錨桿排距

式中：Dr為錨桿排距，m；Pr為錨桿拉拔力，取90 kN；K為安全系數(shù)，取最大值3；Qr為頂板載荷集度，143.8 kN/m。根據(jù)計算結(jié)果并取整數(shù)，確定頂板支護排距為1.0m。

4）每排錨桿數(shù)量

式中：N為錨桿根數(shù),根；K為安全系數(shù)，取3；Qr為頂板載荷集度，143.8 kN/m；Dr為錨桿排距,1.0m；Pr為錨桿拉拔力，取90 kN；

為保證頂板支護強度，在此結(jié)果基礎(chǔ)上增加至6根。

5）頂錨桿間距

式中：A為錨桿間距，m；Q為錨桿設(shè)計錨固力，90 kN；H為冒落拱高度，由直接頂厚度確定為2.2m；γ為被懸吊直接頂密度，取24 kN/m3；K為安全系數(shù)，一般取K=2。根據(jù)計算結(jié)果，結(jié)合巷道寬度，選擇頂錨桿間距為0.8m。

3.4.6 確定頂錨索支護參數(shù)

選用長2 400mm的錨桿進行頂板支護時，存在錨固端錨在2號上煤層中的現(xiàn)象，另外南九2號煤皮帶巷延伸段直接頂厚度1.5m～2.2m，其上部2號上煤厚0.5m，同時巷道跨度較大，所以在頂板打注錨索加強支護。假設(shè)巷道頂板因錨桿支護失效而冒落至老頂，則最大冒落高度3.8m，其中巖石容重24 kN/m3，2號上煤容重1.35 kN/m3，冒落面積系數(shù)取0.8，則巷道施工方向1m內(nèi)冒落重量為：Q1= (4.6×1×3.3×24+4.6×1×0.5×1.35)×0.8=293.9 kN，據(jù)此計算錨索支護參數(shù)。

1）頂錨索排距

式中：Lb為頂錨索排距，m；K1為安全系數(shù)，取2；T為錨索額定破斷載荷，取400 kN；Q1為巷道施工方向每米冒落拱內(nèi)的巖體重量，293.9 kN。根據(jù)計算結(jié)果并取小值，確定頂錨索支護排距為1.0m。

2）頂錨索布置形式。錨索按1m排距呈“2-1-2-1”的五花形狀垂直于頂板打注在每排頂錨桿之間。

3）頂錨索錨固段長度

式中：Lc為頂錨索錨固段長度，m；K2為錨固安全系數(shù)，考慮采動影響，取2；T為錨索額定破斷載荷，取400 kN；P1為樹脂和錨索的粘結(jié)強度，取10 N/mm2；d為錨索直徑，取21.6mm。

4）頂錨索的長度：該巷道頂錨索最小長度為錨固段最小長度1 179mm、直接頂最大值2 200m、2號上煤厚度500mm、老頂下部砂質(zhì)泥巖1 100m以及錨索外露250mm之和，為5 229mm，取值5 300mm。

3.4.7 確定幫錨桿支護參數(shù)

根據(jù)數(shù)值模擬分析結(jié)果，皮帶巷左、右?guī)偷那^(qū)域達2.0m，因此幫錨桿長度至少2m以上。

1）幫錨桿長度

由于0.3＜C=1.35＜1.5m，按以下方法確定：

式中：Lbs為錨固安全系數(shù)，考慮采動影響，取2；C為巷道兩幫破壞深度，1.35m；Δ為錨桿外露長度和錨固段長度之和，取0.8m。經(jīng)計算，選用長2 400mm螺紋鋼錨桿。

2）幫錨桿直徑。由式（9）計算，同時為提高頂板支護效果，采用直徑22mm螺紋鋼錨桿。

3）幫錨桿排距：根據(jù)巷道支護施工循環(huán)等因素，幫錨桿排距與頂錨桿排距同為1.0m，且?guī)湾^桿每排與頂錨桿每排在巷道斷面上的位置保持對應(yīng)一致。

4）每排一側(cè)幫錨桿數(shù)量

式中：Ns為每排幫錨桿數(shù)量，根；K為安全系數(shù)，取3；Qs為兩幫載荷集度，48.5 kN/m；Dr為錨桿排距，取1.0m；Ps為錨桿拉拔力，取90 kN。為提高支護效果，防止?jié)L幫等情況發(fā)生，巷幫一側(cè)支護采用4根錨桿，兩幫共8根。

5）幫錨桿間距：考慮到幫錨桿規(guī)格與頂錨桿相同，且支護巷幫為煤體，強度小于頂板強度，因此幫錨桿的支護間距與頂錨桿同為0.8m。

3.4.8確定幫錨索支護參數(shù)

根據(jù)數(shù)值模擬分析，南九2號煤皮帶巷延伸段右側(cè)距煤幫2.14m為最大值點（峰值20.9 MPa），特別是左側(cè)遠離煤幫3.07m是應(yīng)力最大值點（峰值21.0 MPa），已經(jīng)超過幫錨桿支護范圍，因此在兩幫支護時，使用幫錨索對圍巖加強控制。

1）幫錨索長度：由式（14）得出錨索錨固段長度至少1 179mm，同時巷道左幫最大應(yīng)力峰值位置為3 070mm，加上錨索外露250mm，得出錨索長度4 499mm，取4 500mm。

2）幫錨索排距：左側(cè)幫錨索排距1.0m，右側(cè)幫錨索排距2.0m。

3.4.9 其它支護配件

1）樹脂錨固劑均為先裝快速藥卷，使用數(shù)量如表3所示：

2）錨桿配件：M24×3mm高強螺帽、高強尼龍墊圈、高強調(diào)心球墊、150mm×150mm×12mm高強拱型托片（承載力≥255 kN）；4mm×280mm×400mm W型鋼板（幫用）。

3）錨索配件：鎖具、300mm×300mm×16mm方鐵托片。

4）頂網(wǎng)：6號鋼筋網(wǎng)，長2.8m，寬1.1m，網(wǎng)孔60mm×60mm。

5）W鋼帶：厚度4mm，寬280mm，長度4 200mm。

6）幫網(wǎng)：12號鐵絲編制的菱形金屬網(wǎng)，長2.8m，寬2m。

4 結(jié)束語

南九盤區(qū)2號煤皮帶巷延伸段施工完畢后，根據(jù)現(xiàn)場觀測，頂板最大下沉值為62mm，底鼓最大值53mm，巷道兩側(cè)最大位移值164mm，頂板最大離層值23mm，總位移值均在支護設(shè)計預(yù)期之內(nèi)，至今沒有發(fā)生撕裂鋼帶、崩斷錨桿、扯壞頂幫網(wǎng)現(xiàn)象，支護達到了預(yù)期目的，取得了較好效果。

[1]劉佑榮.巖體力學(xué)[M].武漢：中國地質(zhì)大學(xué)出版社，2010.

[2]倪興華.地應(yīng)力研究與應(yīng)用[M].北京：煤炭工業(yè)出版社，2007.

[3]張文彬.長平煤礦地應(yīng)力分布規(guī)律研究及其應(yīng)用[J].煤礦開采，2010,15(3):96-97.

[4]趙洪亮，楊竣偉，蔡嘉芳.巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試及在錨桿支護中的應(yīng)用[J].煤礦開采，2000(4):36-38.

[5]張重遠，吳滿路.地應(yīng)力測量方法綜述[J].河南理工大學(xué)學(xué)報，2012,31(3):305-309.

[6]張向陽,常聚才,王磊.深井動壓巷道群圍巖應(yīng)力分析及煤柱留設(shè)研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2010,27(1):72-76.

[7]王永明.回采巷道圍巖強度測試[J].山東煤炭科技,2011(5):104-105.

[8]康紅普,司林坡,蘇波.煤巖體鉆孔結(jié)構(gòu)觀測方法及應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報報,2010(12):1949-1956.

[9]高富強.最大水平主應(yīng)力對巷道圍巖穩(wěn)定性影響的數(shù)值分析[J].礦業(yè)研究與開發(fā),2008,28(1):62-64.

[10]肖穎，許模.淺談FLAC3D（三維拉格朗日快速分析）、ANSYS建模特點及其應(yīng)用[J].甘肅水利水電技術(shù),2011,47(2):11-12.

Roadway Support Practice Based on Geological Mechanics Testing of Surrounding Rock

LIU Fan
(Du'erping Mine,Xishan Coal and Electricity Group,Shanxi Coking Coal Group,Taiyuan 030022,China)

Toimprove the production in south panel 9 ofDu'erpingMine,No.2 belt roadwayextended to the west along the direction of the center line.Combined support with bolt,belt,andmesh was used. Under the condition ofmine pressure andmining,roof sank,resilient amount was large,and floor heave deformed severely.For the extended roadway,it was decided to use geologicalmechanics testing,feature analysis of roadway group stress distribution,and some techniques,including supportingmethods and parameter selection to redesign the roadway in order to ensure the supporting stress and satisfy the requirement ofservice life with all-bolt support.

roadway;geologicalmechanics testing;supportingdesign;practice

TD325

A

1672-5050（2015）05-0053-05

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.018

（編輯：劉新光）

2015-07-06

劉凡（1984-），男，遼寧鐵嶺人，工程碩士，工程師，從事煤礦技術(shù)管理工作。