张 勇

（山西西山煤电股份公司西铭矿，山西 太原 030052）

井下巷道掘进遇断层破碎带时变形较大、支护困难，易发生冒顶片帮等事故，严重影响矿山安全生产和企业经济效益[1]。许多专家就如何有效控制井下巷道过断层破碎带时围岩变形与破坏，实现巷道的快速施工进行了大量研究。武志龙提出破碎顶板注浆加固和“锚网索+W钢带+ 矿工钢+ 水泥背板”联合支护措施，控制了断层带巷道变形[2]。刘祥利等基于断层带巷道变形原因的分析，提出了“U型钢棚+ 超前注浆喷棚”的联合支护方案。伊丽娟等采用混凝土止浆墙和“锚杆+ 锚索+U型钢棚”联合支护技术，有效地解决了过断层巷道突水和支护问题[3]。徐兵分析了断层破碎带巷道破坏机理，提出了补强支护方案[4]。郝育喜等分析了断层带软岩巷道破坏特征和主控因素，提出了“注浆+ 非对称锚网索+底角锚杆”耦合支护措施[5]。上述研究成果为断层破碎带巷道支护提供了借鉴和参考。本文基于西铭矿48603 工作面回风巷道断层带变形破坏主控因素的分析结果，提出相应的断层带巷道支护措施，并进行了现场验证，为相似地质条件下道围岩变形控制提供了一定的借鉴。

1 工程概况

西铭矿隶属于山西西山煤电（集团）公司，位于太原市以西，距太原市约20 km。该矿主采8#煤层，煤层厚度为2.37～4.99 m，平均厚度为3.39 m。煤层倾角为3.6°～4.2°，平均倾角为3.9°。煤层内部含有0.2 m左右的夹矸。煤层全区可采，但结构复杂，发育不稳定。煤层顶底板特征见表1。

表1 8#煤层顶底板情况

48603工作面井下巷道断面规格为5 600 mm×3 600 mm，设计长度为1 583 m，巷道掘进过程中揭露了逆断层F815，该断层走向350°，倾向260°，倾角30°，落差4.5 m。

2 断层带巷道变形破坏状况及原因分析

2.1 原支护形式

顶板和两帮均采用Φ22 mm×2 200 mm高强螺纹钢锚杆支护，顶板锚杆布置间距为800 mm，排距为1 000 mm，即每排布置8 根顶锚杆，其中靠近巷帮的顶板锚杆垂直向外倾斜10°布置，其余锚杆均垂直于顶板；帮部锚杆间距800 mm，每排10 根，其中靠近顶板的帮锚杆垂直向外倾斜10°，其余锚杆均垂直于帮部；锚索采用Φ17.8 mm×7 300 mm间排距2 400 mm×2 000 mm的高强让压锚索；喷射厚度为150 mm混凝土，铺底的为C30，其余为C25，支护效果见图1。

图1 原方案断面支护

2.2 松动圈范围分析

采用锚杆钻机在断层带顶板中心位置处进行打眼钻孔，采用钻孔成像仪进行观测，根据围岩裂隙的发育程度，破碎程度较大区域确定为松动圈范围，钻孔窥视情况见图2。

图2 钻孔窥视情况

根据钻孔窥视情况可知，在0.4 m范围内围岩较为破碎，0.76～1.78 m围岩产生大量环向裂隙，中间贯穿纵向裂隙，此段围岩裂隙发育严重，1.96 m处仍然存在环状小裂隙，之后出现微小裂隙，围岩较为完整，基本不存在裂隙，故围岩松动圈范围为1.96 m。

2.3 断层带巷道变形破坏状况及原因分析

（1）断层破碎带附近巷道围岩较为破碎，且越靠近断层面，煤岩体内部裂隙发育程度越高，导致煤岩层整体性和完整性遭到破坏，力学性能劣化，这是导致断层破碎带巷道变形和破坏的主要原因[3]。

（2）断层破碎带破坏了井下巷道围岩的连续性，导致其初始应力呈现差异化分布特征。受断层破碎带影响，过断层破碎带巷道围岩产生附加应力，导致其应力升高。

（3）破碎带厚度较厚，围岩破碎区域大，由重力引起的垂直应力比较大，围岩变形程度难以控制，巷道支护也就越困难[4]。

3 断层破碎带巷道支护方案及参数确定

在接近断层位置处，锚杆失效严重，因此依据松动圈理论对支护参数进行设计。由实测结果可知，断层处松动圈为1.96 m，属于大松动圈的Ⅴ类围岩，应根据组合拱理论设计其支护参数，刚柔耦合，提前对破碎带区域进行预加固。

3.1 巷道断面形状

断层破碎带应力集中，矿压大，应采用直墙半圆拱形通过断层。取巷道净宽的一半为半径，将直墙高度缩减至1.4 m，则巷道的高度3.6 m增加为4.1 m，宽度不变。相较于原方案的矩形巷道，不仅保证了原方案的通风量，还减小了巷道围岩应力的集中程度，提高了巷道围岩的承载能力[5]。因此，在西铭矿48603 工作面巷道穿越断层破碎带位置处前后10 m区域内采用直墙半圆拱断面。

3.2 锚杆参数

（1）锚杆长度：L=L1+L2+L3式中：L为锚杆总长度；L1为外露长度，一般取0.05 m；L2为有效长度，应大于等于松动圈长度1 960 mm；L3为锚固长度，取500 mm。

则，L=L1+L2+ L3=0.05+1.96+0.5=2 510 mm。因此锚杆长度取2 600 mm。

式中：Lp为组合拱高度，根据经验，当破碎带厚度为1 960 mm时，取1 200 mm；a为锚杆间排距；α为锚杆控制角，一般取45°。

代入解得a=0.82 m，经过验算，满足使用要求，因此锚杆间排距取800 mm。

（3）锚杆直径d确定

根据三径匹配原则和现场支护效果，锚杆直径取20 mm。

（4）锚固力：Q=KL2ra2=3×1.96×1.95×0.8×0.8=7.4 t式中：Q为锚固力，t；K为安全系数，这里取3；r为围岩密度，这里取1.95 t/m3。

综上，确定了所采用得锚杆为Φ20 mm×2 600 mm的左旋无纵筋螺纹钢高强度树脂锚杆，且每孔用1卷K2335 型+1 卷Z2360 型树脂锚固剂，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm。

3.3 锚索参数

（1）锚索长度：

式中：La为锚固长度，m；Lb为不稳定岩层厚度，m，这里取4 m；Lc为托盘厚度，m，取0.2 m；Ld为预留外露长度，m，这里取0.2 m。

（2）锚索间排距：结合悬吊梁理论和经验公式取锚索的间距为2 400 mm，锚索排距1 600 mm。

综上，确定锚索索体采用高强度低松弛预应力钢绞线，锚索孔每孔用1 卷K2335 型+2 卷Z2360 型树脂锚固剂，锚索托板规格为300 mm×300 mm×12 mm。

3.4 U型钢支架

新设计的支护系统应具有足够的刚度能够限制破碎带围岩的有害变形，保证围岩不垮落。原让压支护方案无法满足断层位置巷道围岩的剪涨变形。因此，需要在原设计支护形式的基础上架设U型钢支架，并喷射混凝土，作为补强结构。架设U型钢支架大大增加了围岩的承载能力，不仅具有一定程度的让压变形能力，还能提供足够的支护力。U型钢支架选用的U型钢型号为U25，间距为0.6 m，每架配6 付卡缆，卡子螺母预紧力矩应大于200 N·m。

3.5 其他支护参数

金属网采用Φ6.5 mm的圆钢焊接，长×宽=1 800 mm×1 100 mm，网格100 mm×100 mm，网片压茬不小于100 mm； 钢筋梯子梁采用Φ12 mm圆钢焊接，有必要的断面围岩加强支护；喷射混凝土厚度为150 mm，强度为C25，铺底厚度为150 mm，强度为C30。

综上所述，西铭矿48603 工作面巷道过断层优化支护见图3。具体为：在巷道穿越断层破碎带位置及其前后10 m区域内采用直墙半圆拱断面，锚网喷+U型钢支架的联合支护技术。

图3 优化方案断面支护

4 支护效果

在巷道过断层位置采用JSS30A 型数显收敛计，对巷道顶板、两帮的变形量和变形速率进行实时监测，用来观测巷道围岩的稳定性，并依据监测信息及时对支护系统做出调整，巷道围岩位移情况见图4。

图4 巷道围岩变形情况

由图可知，在45 d的观测期内，巷道左右帮位移量相差不大，左右帮的最大移近量为12.7 mm、12 mm，顶板位移量为28.7 mm，底鼓量为23.6 mm。前10 d变形速率快，变形总量大，大约占45 d观测变形总量的80%以上；10～20 d变形速率逐渐下降，增长幅度大幅降低；20～45 d内，巷道变形速率基本为零，巷道围岩位移量基本不增长，巷道进入稳定状态。表明该联合支护方案能够优先控制断层破碎带的不利因素，支护效果良好。

5 结语

1）断层带的存在，破坏了巷道围岩的完整性以及连续性，距离断层带越近，巷道围岩越破碎，原有支护已经无法满足使用需求。

2）根据西铭煤矿48603 井下巷道过断层的实际情况，在充分分析围岩破坏原因的基础上，提出了采用锚网喷+U 型钢支架的联合支护方案，并设计了合理的支护参数。

3）通过工程应用可知，使用优化方案后，断层破碎带位置处的围岩的变形量得到有效控制，在45 d的观测期内，巷道左右帮位移量相差不大，左右帮的最大移近量为12.7 mm、12 mm，顶板位移量为28.7 mm，底鼓量为23.6 mm，支护效果良好。