某礦5#煤層軟巖巷道錨桿錨索聯合支護方案

高慧琪

(霍州煤電集團呂臨能化有限公司)

軟巖巷道變形較大，故而對該類巷道幫部進行支護設計時應著重體現高強原則[1-2]。無論被動支護形式的金屬棚子支架支護還是錨網索支護，其實質均是對淺表圍巖提供徑向約束力，該約束力大小直接決定淺表層圍巖的強度，對錨網索而言，該約束力即為預緊力，預緊力越高，淺表層圍巖增阻越快，圍巖破壞深度越小，支護結構承擔的載荷越越小，支護結構越穩定[3-6]。因此，高強原則不僅體現在支護材料的強度高，最重要的是錨桿的預緊力也應維持在較高水平。此外，軟巖巷道變形以高應力造成的圍巖強度弱化為特征，因此，圍巖塑性區半徑較其他類型巷道大，故須增大支護體控制的圍巖范圍，方可確保支護體與圍巖更好地耦合[7-11]。為對軟巖巷道圍巖進行有效支護，確保軟巖巷道安全掘進和回采，本研究結合某礦軟巖巷道實例，對該類巷道的支護方案進行設計。

1　工程概況

1.1　煤層概況

某礦所屬的井田內賦存有二疊系下統山西組與石炭系上統太原組2個煤系層組。該井田可采煤層有3層，分別為3#、5#、11#煤層，3#煤層已開采完畢，11#煤層受奧灰水威脅嚴重，故暫不開采。礦區現主要開采5#煤層。該煤層局部有泥巖偽頂，厚0.5～1 m，其上有一層煤線與直接頂相隔，煤線厚0.05～0.12 m，一般為0.1 m，偽頂不穩定，隨采隨落。5#煤層直接頂板按巖性特征可分為3類：①泥巖、砂質泥巖頂板，厚1.5～3.5 m，平均為2.7 m，成分以黏土礦物為主，巖性致密，含植物葉化石；②粉砂巖頂板，厚2～6 m，平均為4.3 m；③河漫相細粒砂巖頂板與河床相中粒砂巖頂板，中厚—厚層狀，厚3 ～15 m，平均為7.7 m，同時也是5#煤層老頂，與煤層呈沖刷接觸，巖性成分以石英為主，次為長石與巖屑，粒度以細粒、中粒為主，局部為粗粒，以泥質膠結為主，含泥巖包體、黃鐵礦結核及云母片，呈現斜層理，巖性致密堅硬，不易冒落，局部見中粒砂巖中夾有薄層細粒砂巖及粉砂巖，其中，中粒砂巖、粗粒砂巖均與煤層呈沖刷接觸，據鉆孔取樣測試，中粒砂巖抗壓強度為47.6～59.3 MPa。5#煤層直接底板巖性為灰色泥巖，厚0.4～5 m，巖性較軟，可塑性較強，遇水有膨脹現象，該煤層已掘進的巷道均見有底鼓現象，極易造成巷道變形。該礦北二5#煤層膠帶輸送機下山沿5#煤層頂板掘進，煤層底板標高167 ～191.5 m，厚0.5～4.05 m，平均為3.45 m；煤層整體呈傾角約3°的單斜構造，沿煤層走向有緩起伏，含少量小斷層構造。

1.2　軟巖巷道變形破壞特征

根據該礦5#煤層巷道變形破壞的實際情況以及巷道礦壓監測數據，本研究分析認為該煤層軟巖巷道變形破壞具有如下特征。

(1)軟巖巷道變形量大，幫部變形、底鼓現象嚴重。北采區2516回風巷幫鼓最嚴重時接近1 000 mm，底鼓量達到了800 mm。近年來，隨著礦井的機械化水平不斷提高，設備幾何尺寸一般較大，回采巷道圍巖強烈變形造成設備無法檢修、人員無法行走，安全隱患顯著，導致頻繁進行停產返修，南一上山采區、北采區內5#煤層綜采工作面順槽發生的強烈變形已經嚴重制約了井下安全生產。由于礦井掘進巷道一般以矩形煤巷居多，從巷道變形特征分析，雖然發生過少數冒頂事故，但是冒頂事故發生前必然伴隨著巷道幫部及底部的強烈變形。北二采區5#煤層集中巷受到強烈采動影響后，巷道幫部變形明顯引起了底部強烈底鼓，導致巷道無法滿足生產要求，并在巷道返修過程中發生了冒頂事故。

(2)巷道的不同應力環境對圍巖變形影響較大，構造應力區和煤柱應力集中區域圍巖變形劇烈。礦井自建成投產以來，在生產過程中，不斷受到構造應力及采動支承應力集中的困擾。受F1大斷層影響，井田基本為東高西低的單斜構造，自開采至今，揭露的斷層也近乎都為SN走向。本研究采用鉆孔應力解除法對礦井回采區域原巖應力進行了詳細測量，結果表明構造應力方向為240°，礦井采掘區域巷道處于明顯的區域構造應力場影響下，構造應力顯現明顯。北采區5#煤層集中巷在掘進期間僅受到了巷道開挖造成的應力重新集中影響，采用錨網索支護的效果較好，經過觀測，頂板下沉量最大為50 mm，兩幫移近量最大為30 mm。該巷道在受到上方的3#煤層12301綜采工作面回采影響后，超前12301綜采工作面40 m及后方40.5 m巷道變形量劇增，巷道頂底板最大變形量達到了500 mm，兩幫收縮量達到了400 mm，3#煤層采動支承壓力通過3#、5#煤層之間的圍巖擴展傳播至5#煤層集中巷。由于北采區5#煤層集中巷冒頂區域上方另一3#煤層綜采工作面支承壓力與12301綜采工作面支承壓力的疊加作用，造成了冒頂事故。

2　軟巖巷道支護方案

根據該礦北二5#煤層膠帶輸送機下山的實際工程地質條件，可知該煤層軟巖巷道圍巖自穩性差，棚式金屬支架支護作為一種被動支護形式，支護效果不理想且支護成本較大，本研究認為該礦井的軟巖巷道支護應以錨網索支護為核心[12-15]。

2.1　錨桿、錨索支護參數確定

2.1.1錨桿支護參數

錨桿參數包括桿體長度、直徑、間排距、預緊力等，巷道幫部采用全長錨固錨桿支護，其預緊力扭矩為250 N·m。

2.1.1.1錨桿長度

錨桿長度按照懸吊理論取值，計算公式為[16]

Lg=Lp+L1+L2，

(1)

式中，Lg為錨桿長度，m；Lp為錨桿有效長度，一般取2.5 m；L1為錨桿外露長度，取決于錨桿類型和錨固方式，一般取0.2 m；L2為錨桿錨固長度，端部錨固一般取0.3～0.5 m，本研究取0.5 m。

經計算，本研究巷道幫部錨桿長度為3.2 m，留有一定富余后實際取3.5 m。

2.1.1.2錨桿直徑

錨桿直徑可按桿體承載力與錨固力等強度原則進行計算，公式為

Dg=1.13{T/[σ]}1/2，

(2)

式中，Dg為錨桿直徑，mm；T為錨桿拉拔力，90 kN；σ為桿體材料的許用強度，240 MPa。

經計算，金屬錨桿直徑取22 mm較為適宜。

2.1.1.3錨桿間排距

錨桿間排距的計算公式為[17]

(3)

式中，a為錨桿間排距，m；Q為錨桿設計錨固力，90 kN；γ為不穩定巖層的平均重力密度，25 kN/m3；K為安全系數，取2。

經計算，a=0.85 m，本研究取0.8 m。

2.1.2錨索支護參數

2.1.2.1錨索長度

錨索長度可按下式計算[18]

Ls=L1+Lb+Lm，

(4)

式中，Ls為錨索長度，m；L1為錨索外露長度，一般取0.3～0.4 m；Lb為潛在的不穩定巖層高度，m；Lm為錨索錨固長度，一般取1.2～1.5 m。

經計算，Ls=5.7 m，本研究取6 m。

2.1.2.2錨索錨固長度

在綜合分析巷道圍巖巖性、施工安全系數等因素的基礎上，認為樹脂錨固最小長度應為1 m，一般取1.2～1.5 m。

2.1.2.3錨索間排距

錨索間排距選取應結合錨索預緊力而定，以與錨桿形成穩定的骨架網狀預應力結構為取值標準。

2.1.2.4錨索預應力

根據我國煤礦巷道施工條件、現有錨索規格及張拉設備能力[19]，確定錨索預緊力一般應為其極限強度的40%～80%。巷道頂部采用高強度小孔徑全錨索支護，錨索直徑為17.8 mm，錨索預緊力大于135 kN，錨索預緊力通過錨索張拉機具施加。

2.2　錨桿布置方式與參數設計

巷道采用錨桿、索聯合支護方案，錨桿布置方式及具體參數取值見圖1。其中，巷道頂部和幫部配合高強護表構件，采用高強度金屬網護表[20-21]。

圖1　軟巖巷道錨桿、錨索聯合支護方案(單位：mm)

2.3　支護施工工藝

巷道頂板采用小孔徑高強預應力錨索支護，錨索型號為φ17.8 mm×6 000 mm，材質為1860鋼絞線，錨索間排距為1 100×800 mm。頂角錨索向外扎角15°左右，每根錨索孔使用1支K2370型和1支Z2370型樹脂錨固劑，錨索預緊力不宜小于135 kN。

幫部采用自旋錨桿支護，以提高淺部圍巖的整體穩定性。幫部錨桿均采用φ22 mm×3 500 mm全長自旋錨桿，錨桿間排距為800 mm×800 mm。錨桿墊板規格為110 mm×300 mm(長×寬)鑄鐵。幫角錨桿向下扎角約15°。

巷道頂部和幫部采用高強度金屬網護表，同時垂直于巷道軸向布置高強度高凸鋼帶和槽鋼，有利于提高支護體的整體強度，充分發揮錨網索的整體支護效果。

巷道頂部鋪設900 mm×1 800 mm冷拔絲網，幫部鋪設900 mm×1 500 mm冷拔絲網，冷拔絲直徑為0.55 mm，網孔規格為50 mm×50 mm，網間搭接100 mm，每200 mm聯接一次，使用雙股14#鐵絲雙排聯接。巷道頂部配合錨索使用4 500 mm 長高凸鋼帶，幫部使用2 800 mm長14#槽鋼支護。

3　巷道支護效果數值模擬分析

3.1　模型構建

北二采區5#煤層膠帶輸送機下山沿5#煤層頂板掘進，煤層底板標高167～191.5 m，煤層厚度0.5～4.05 m，平均為3.45 m。5#煤層整體呈傾角約3°的單斜構造，沿煤層走向有緩起伏，含少量小斷層構造。本研究利用FLAC二維數值分析軟件構建的模型規格為100 m×60 m(長×高)，煤層厚度3.5 m，煤層上邊界埋深630 m，在模型上邊界施加垂直方向的等效載荷，模型底部設置固定邊界條件，側面設置支承邊界條件，整個模型水平應力與垂直應力之比為1∶1。巷道斷面形狀為矩形，布置于5#煤層中。模型各煤巖層中物理力學參數見表1。

表1　模型各煤巖層物理力學參數

3.2　數值模擬分析

3.2.1不同錨桿長度條件下巷道圍巖穩定性分析

巷道原支護方式采用2 500 mm長自旋錨桿，在受到工作面回采影響時，巷道兩幫強烈內移，頂底板下沉嚴重，大量錨桿斷裂和被拉出，造成錨桿支護失效，因此加大錨桿長度，以達到提高幫部支護強度的目的，確保巷道支護的整體性。

本研究對采用長度分別為2 500，3 500 m自旋錨桿支護的巷道變形進行了數值模擬，巷道圍巖變形量如圖2所示。分析圖2可知：當自旋錨桿長度為2 500 m時，巷道頂板、底板均出現了明顯位移，嚴重程度使得巷道斷面面積縮小了約1/3。具體來講，巷道頂板最大下沉量達到190 mm，幫部最大內移量約為110 mm，底板最大鼓起量達130 mm(圖2(a))，可見，采用2 500 mm長錨桿進行支護，效果不佳；當自旋錨桿長度為3 500 mm時，巷道頂板最大下沉量達到120 mm，幫部最大內移量約為55 mm，底板最大鼓起量達100 mm(圖2(b))。可見，隨著錨桿長度增加，巷道圍巖變形量大幅減小，其中巷道頂板最大下沉量減小了37%，幫部最大內移量減小50%，底板最大鼓起量減小了23%。

圖2　不同長度錨桿支護時的巷道圍巖變形量

比較2種支護參數下巷道圍巖應力分布特征(圖3)可知，3 500 mm長錨桿的應力峰值小于2 500 mm 長錨桿，并且采用3 500 mm長錨桿支護后的圍巖塑性區深度較2 500 mm長錨桿淺。可見，錨桿長度增大能夠有效改善巷道圍巖受力情況，特別是淺部圍巖的受力情況。

比較3 500 mm長錨桿與3 500 mm長錨索支護時巷道圍巖應力分布及位移量(圖2(b)、圖3(b)、圖4、圖5)可知，由于錨桿與錨索的結構不同，錨索為可允許在其切向上運動，因此，用高強錨索代替巷道頂部錨桿對巷道頂板進行支護后，巷道頂板最大下沉量約為100 mm，幫部最大內移量約為40 mm，巷道圍巖變形控制效果較顯著，巷道圍巖應力峰值得以大幅降低，巷道頂板圍巖穩定性得到了有效控制。

3.2.2不同錨桿間排距下巷道圍巖穩定性分析

錨桿(索)間排距對巷道圍巖穩定性控制至關重要，若錨桿間排距過大則會導致梁間的巖石無法有效貼緊頂板，形成弱面，該區域圍巖一旦發生破壞，將會導致整個支護機構失穩。因此，增加錨桿數量，有助于提高巷道錨桿支護的效果。本研究分別模擬分析了不同排距時巷道圍巖變形的影響，以確定適宜的錨桿(索)排距。由錨桿(索)間排距為800 mm(新支護)、1 000 mm(原支護)時巷道圍巖變形量(圖6)可知：錨桿(索)間排距為800，1 000 mm 時，巷道圍巖的最大變形量分別為111，116 mm，相差較小，巷道圍巖應力分布峰值隨錨桿(索)間排距增加而增大。可見，巷道圍巖應力狀態隨錨桿(索)間距發生變化，更確切的說是呈正相關關系。為進一步檢驗不同排距對巷道變形的影響，在北二5#煤層膠帶輸送機下山，按上述2種錨桿(索)間排距，分別選取40 m長巷道進行了試驗，綜合考慮支護成本、支護效果等因素，本研究認為北二5#煤層膠帶輸送機下山合理的錨桿(索)間排距為800 mm。

圖4　3 500 mm長錨索支護圍巖應力分布特征

圖5　3 500 mm長錨索支護圍巖位移分布特征

綜合分析圖6、圖7可知：運用新支護參數(錨桿(索)間排距為800 mm)后軟巖巷道變形量得到了有效控制，高強度小孔徑全錨索支護能夠使得巷道頂板應力降至1～6 MPa，頂部最大變形量為40 mm；巷道左側幫部最大位移為90 mm，巷道右側幫部最大位移為60mm，兩幫最大應力達19MPa，深度為3～4 m，明顯改善了巷道兩幫淺部圍巖的受力狀態，使得巷道兩幫圍巖變形得到了有效控制；相對于原支護參數(錨桿(索)間排距為1 000 mm)，軟巖巷道變形量明顯降低，支護效果明顯改善。

圖6　不同錨桿(索)間排距時巷道圍巖位移分布特征

圖7　不同錨桿(索)間排距時巷道圍巖應力分布特征

4　結　語

以某礦5#煤層軟巖巷道為例，設計了錨桿、錨索聯合支護方案，并對支護參數進行了計算。運用FLAC軟件對采用不同支護參數條件下的巷道變形及應力分布特征進行了分析，進一步確定了合理的支護參數，對于類似礦山軟巖巷道支護方案設計有一定的借鑒意義。

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