深井高地應力破碎圍巖回采巷道支護設計

陶 宇

（晉能集團太原有限公司，山西 太原 030006）

巷道支護是一項復雜的系統工程，在煤礦開采技術中占有較大比重，是井下安全生產的重要內容。深埋煤層巷道支護面臨著高地應力、圍巖較為破碎等復雜因素的影響，支護效果不理想，還未形成一套成熟的支護技術。

三元煤業22號煤層巷道埋深60460m左右，在深部高應力及其他原因的影響下，巷道表現出圍巖破碎、變形量大、難支護、維修周期短等特點。本文以此為工程背景，根據礦井實際地質情況，利用多種理論計算方法，最終確定巷道支護參數。

1 工程背景

山西三元煤業股份有限公司是晉能集團所屬的煤炭生產企業，兼并重組批復該礦為單獨保留礦井，生產能力2.2Mt/a。該礦井現開采2號煤層，2號煤層位于山西組中下部，距山西組K7砂巖約3.5m左右，上距2上號煤層4.74～18.30m，平均11.02m，屬全區穩定可采煤層，厚度2.95～4.59m，平均3.84m，結構簡單-復雜，含1～3層夾石，夾石單層最大厚度0.82m，頂板巖性為泥巖、細砂巖、砂質泥巖，底板巖性為泥巖、砂質泥巖，局部為砂質泥巖。

2 支護參數理論計算分析

2.1 基礎計算

（1）兩幫煤體受擠壓破壞深度C值

式中：

h—巷道高度，取設計斷面最大高度3.5m；

φ—煤體內摩擦角，φ=31.88°。

則C=1.95m。

（2）潛在冒落拱高度b

式中：

a-頂板有效跨度之半，a取2.25m；

Ky-直接頂煤巖類型性系數，當巖石f=4～6時，取0.6；

fr-直接頂普氏堅固性系數，fr=5.863；

α-煤層傾角，取15°。

則

（3）兩煤幫側壓值Qs

式中 ：

KU-采動影響系數，一般取值為1.3～2.3，本次設計取KU=1.6；

r煤-煤體容重，2.5t/m3；

h-巷道掘進高度，3.5m。

（4）巷道頂板壓力Q

巷道頂板壓力Q即為頂部潛在的不穩定區松散巖層的重量。

式中：

B1-沿巷道軸向單位長度，1m；

γn-為垂直方向巖石重力密度，25kN/m3。

則Q=2×25×2.25×1.15×1=129.38kN

2.2 頂板錨桿參數確定

（1）錨桿長度

錨桿長度：L=L1+b+L3

式中：

L1-錨桿外露長度，有墊板時取0.05m；

b-潛在冒落拱高度，m；

L3-錨固長度，m；

L3長度計算可用下式計算：

式中：

T-修正系數，取0.8；

L3-錨固長度，m；

dr-錨固劑直徑，取23mm；

D-鉆孔直徑，取28mm；

d-錨桿桿體直徑，取22mm；

lr-錨固劑長度，mm，兩種錨固劑CK2360和K2340各一卷，則錨固劑長度為1000mm。

計算可得L3長度為1410.67mm。

則：L=0.05+1.15+1.41=2.61m，錨桿長度取2700mm。

（2）錨桿間距

D≤1/2×L=1350m

取D=800mm。

（3）錨桿排距

式中：

n-頂板每排錨桿根數，n=5；

N-每根錨桿錨固力，N=70kN；

k-安全系數，取k=3；

r-頂板巖層容重，r=25kN/m3；

a-巷道掘進跨度之半，a=2.25m。

b-冒落拱高度，1.15m。

對比其他礦情況，考慮安全因素，取L0=800mm。

（4）錨桿直徑選取

P=abhγ

式中：

a-錨桿排距，0.8m；

h-錨桿承載巖體高度，取錨桿長度2.5m；

b-錨桿間距，0.8m；

γ-承載巖體容重25000N/m3；

K-安全系數1～3，此處取2；

▽-錨桿材料抗拉強度，取260MPa。

d=19.79mm

施工中取Φ=22mm

（5）錨桿預緊力確定

錨桿預緊力為150N·m。

2.3 幫錨桿參數的確定

（1）錨桿長度

錨桿長度滿足：L=L1+L2+L3

式中：

L-錨桿長度，m；

L1-錨桿外露長度，L1=0.05m；

L2-即C，兩幫煤體受擠壓破壞深度，C=1.95m；

L3—錨桿插入破碎帶之外穩定煤體的長度，取0.5m。

即L=L1+C+L3=0.05+1.95+0.5=2.50m

對比其他礦情況，幫錨桿長度定為2.5m。

（2）錨桿排距

根據實際情況，幫錨桿與頂錨桿保持一致，幫錨桿排距取0.8m。

（3）幫錨桿間距

式中 ：

N-設計幫錨桿的抗拉拔強度，設計錨固力70kN，則抗拉拔強度為114MPa；

h-巷道高度，取設計斷面最小高度2.5m；

k-安全系數，取k=3；

L0-煤幫錨桿排距，L0=0.8m；

Qs-兩幫側壓值，Qs=12.01kN。

（4）幫錨桿及錨固劑

幫錨桿孔徑為28mm，幫錨桿選用Φ20mm螺紋鋼制作，錨固劑CK2360和K2340各一卷端頭錨固。

（5）幫錨桿預緊力150N·m。

2.4 錨索參數的選擇

（1）錨索長度

根據本次頂底板巖石物理力學性質試驗報告，直接頂細砂巖2.40m，基本頂細砂巖1.10m，分析知錨索應錨固在細砂巖中。

式中：

L錨索-錨索長度，m；

L外露-錨索外露長度，一般取0.25m；

L有效-錨索有效長度及頂煤厚度，取7.5m；L錨固-錨索的錨固長度，需超過冒落拱高度1.15m，取1.2m。

故：L錨索=0.25+7.5+1.2=8.95m，所以選取錨索長9m。

（2）錨索排距計算

錨索排距：

式中：

L-錨索排距， m；

B-巷道最大冒落寬度，取巷道寬度4.5m；

H-巷道冒落高度，按最嚴重冒落高度，取巷道高度3.5m；

γ-巖體容重，取25kN/m3；

L1-錨桿排距，取0.8m；

F1-錨桿錨固力，取80kN；

F2-錨索極限承載力，取320kN；

θ-角錨桿與巷道頂板的夾角，取80°；

n-錨索排數，取1；

則計算得L=1.63m，取錨索排距為1.6m。

（3）錨索間距計算

錨索間距根據錨桿失效時，需錨索所承擔的有潛在垮落趨勢危巖載荷確定。

① 巷道自然平衡拱高度b

式中：

a-巷道掘進寬度之半，取2.25m；

f-頂板巖石普氏系數，取1。

② 巷道潛在冒落拱面積S

點錨索能承受的冒落危巖的長度L

式中：

W-點錨索的極限承載力，取320kN；

n-安全系數，取1.4。

計算得L=1.3m。

通過上述計算，實際打錨索排距1.6m，間距1.3m。

3 最終支護方案確定及支護效果

根據前面多種理論計算的結果，結合鄰近工作面巷道實際支護方案，綜合考慮，最終確定回采巷道支護設計參數如下表1所示。

表1 回采巷道支護參數表

支護設計圖如圖1所示：

圖1 20104運輸及回風順槽支護斷面平面圖（mm）

4 支護效果

（1）安全方面。利用本次設計參數對高地應力破碎圍巖巷道進行錨桿支護，后期進行巷道圍巖變形監測發現：回采巷道在回采期間，巷道變形劇烈，巷道變形嚴重區域主要發生在工作面前方20m范圍內，最大頂板下沉量可達273mm，最大兩幫移近量為215mm，該區域應加強支護。相較原支護下回采巷道頂底板及兩幫變形最大可達1000mm，支護效果明顯，基本滿足井下生產要求。

（2）經濟方面。設計支護方案錨桿及錨索布置較原支護方案略密集，在前期施工中成本相較原支護較大，但由于原支護方案支護效果不佳，巷道較多部位變形較大，需補打較多錨桿進行補強支護。綜合比較，新設計支護方案比原支護方案成本更低。

（3）施工方面。由于該礦巷道巖性泥巖居多，且圍巖較為破碎，打錨桿、錨索相對容易，但要注意安全問題。