松軟破碎特厚煤層煤巷支護技術研究與應用

李春閣，張偉光

（新疆工程學院礦業(yè)工程與地質學院，新疆烏魯木齊830000）

1 工程概況

公烏素煤業(yè)駐新疆221團煤礦+1068m南翼工作面地面相對位置為吐魯番盆地北緣，博格達山南鹿，地形為南北高，中間低，為典型的山前沖洪積凹地，其北為低山區(qū)，南為丘陵區(qū)，附近無任何軍事設施和建筑物。井下位置及四鄰采掘情況：往北先到+1068m保安煤柱線、1068運輸石門，然后是北翼實體煤；南鄰地質陷落構造分開的實體煤區(qū)域；東西皆為穩(wěn)定巖層。+1068m南翼工作面回采7#煤層，煤層厚度14.94～17.90m，頂板巖性為粉砂巖，底板巖性為中、粗砂巖，頂?shù)装逶敿毺卣魅绫?所示。煤層結構簡單，厚度較穩(wěn)定，為全區(qū)可采煤層。+1068運料進風巷為滿足開采時的通風、運輸及行人等需要，設計長度600m，位于+1068水平避難硐室附近，掘進范圍內無老空和著火區(qū)。+1068運料進風巷圍巖為松軟破碎的煤層，煤層普氏系數(shù)為0.8～1.4，頂?shù)装鍘r石普氏系數(shù)為3～4，為確保+1068m南翼工作面回采期間巷道圍巖的穩(wěn)定，對+1068運料進風巷的圍巖控制技術展開研究。

2 +1068運料進風巷永久支護參數(shù)初步設計

公烏素煤業(yè)駐新疆221團煤礦+1068運料進風巷采用矩形斷面，掘巷寬度為5000mm，高度為3300mm，根據(jù)7#煤層資料和相鄰巷道的支護經驗，+1068運料進風巷采用錨桿+鋼筋網+鋼筋梯子梁+錨索支護，采用計算法初步設計支護參數(shù)。+1068運料進風巷沿7#煤層底板掘進，巷道采用矩形斷面，巷道兩幫和頂板均為7#煤層，煤體普氏系數(shù)為0.8～1.4，為松軟破碎煤層，在無支護條件下，預計巷道頂板會自然冒落形成冒落拱，幫部煤體發(fā)生片幫、垮幫等破壞現(xiàn)象。據(jù)此選擇普氏地壓理論[1]、懸吊理論[2]對+1068運料進風巷支護參數(shù)進行初步設計。

1）頂錨桿通過懸吊作用，達到支護效果的條件，應滿足：

式中：L為錨桿長度，m；H為冒落拱高度，m；L1為錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度，一般取0.3m；L2為錨桿在巷道中外漏的長度，取0.05m；

其中冒落拱高度采用普氏地壓理論進行計算：

式中：B為巷道開掘寬度，m；F為巖石堅固系數(shù)，m；

+1068運料進風巷寬度為5.0m，頂板為煤體，普氏系數(shù)取1.8，則H=1.78m，由式1可得錨桿總長度應大于等于2.13m，因此初步設計錨桿長度為2.2m。

2）頂錨桿通過懸吊理論校核錨桿間排距：

式中：a為錨桿間排，m；Q為錨桿設計錨固力；100kN/根；K為安全系數(shù)，取K=2；H為冒落拱高度，m；γ為被懸吊砂巖重力密度，取25kN/m3；

冒落拱高度為1.78m，則計算可得錨桿間排距應小于1.06m，初步設計間排距為1.0m。

3）頂錨桿的錨固長度和錨固力計算：

錨桿的錨固長度為：

式中：L0為錨固長度，m；Pm為設計錨固力，Φ20mm的螺紋鋼錨桿破斷載荷為119.4kN；R為錨桿孔半徑，直徑為Φ20mm的錨桿孔半徑為14mmΤτ為樹脂藥卷與鉆孔壁的粘結強度，取τ=2MPa

需要的藥卷長度

式中：L為藥卷長度，m；R為錨桿孔半徑，直徑為Φ20mm的錨桿孔半徑為14mm；R1為錨桿半徑，取10mm；R2為樹脂藥卷的半徑，取11.5mm；

通過計算可知，頂板錨桿錨固長度L0≥0.46m，則錨固劑長度L≥0.49m，因此選用一支CK2350樹脂錨固劑，錨固劑長度為0.5m。

4）確定錨索長度：

式中：L為錨索總長度，m；La為錨索深入到穩(wěn)定巖層中的錨固長度，取1.8m；Lb為錨索懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度，根據(jù)頂板圍巖性質決定，取2.2m；Lc為托板及錨具的厚度，取0.06m；Ld為錨索外漏長度，取0.25m；

由式（6）計算可得，頂板錨索長度應大于等于4.31m，參考該礦類似巷道的支護參數(shù)，錨索長度確定為5.3m。根據(jù)相關的研究表明，每2～4根錨桿配備1根錨索進行支護，將取得較好的圍巖控制效果，因此初步設計頂板錨索間排距為錨桿的2倍，采用Φ18.9mm的錨索承載力為240.2kN，由式（4）計算得到錨索錨固長度不小于1.4m，由式（5）計算得到所需藥卷長度不小于1.25m，每根錨索配備3支CK2350樹脂錨固劑，實際錨固長度為1.5m。

3 +1068運料進風巷永久支護參數(shù)模擬研究

為更加合理的設計+1068運料進風巷的支護參數(shù)，根據(jù)巷道頂?shù)装鍘r性特征、巖石力學基本參數(shù)，采用FLAC3D軟件建立數(shù)值模型[3～4]，通過模擬分析不同支護參數(shù)下巷道圍巖的變形情況，優(yōu)選出支護效果良好，且經濟、合理的支護方案，為整個礦井回采巷道的值設計提供參考依據(jù)。模型長、寬、高分別為50m、20m、35m，+1068運料進風巷斷面尺寸長、寬為5.0m、3.3m，數(shù)值模型如圖1所示。

圖1 數(shù)值模型示意圖

本次研究通過數(shù)值模擬對頂板錨桿的間排距、長度、預緊力、錨索長度、間排距等參數(shù)進行了研究，由于篇幅有限，以錨桿預緊力和錨桿長度為例進行研究分析。+1068運料進風巷頂板和兩幫均為強度較低的煤層，錨桿預緊力對于圍巖的控制效果異常關鍵，合理的預緊力可以實現(xiàn)支護體快速增阻，提前巷道淺部圍巖的整體性，減小圍巖初期變形，充分發(fā)揮錨桿主動支護作用。在錨桿預緊力分別為10kN、20kN、30kN、40kN條件下模擬巷道的開挖，待模型計算平衡后，統(tǒng)計巷道圍巖的最大位移量，整理得到圖2（a）所示的結果，對預緊力進行分析時，錨桿規(guī)格為Φ20mm×2400mm，間排距為900mm；在預緊力為20kN條件下，模擬不同錨桿長度條件下巷道的掘進，錨桿長度為2.0～2.4m，圍巖位移變化曲線如圖2（b）所示。

圖2 數(shù)值模擬結果

根據(jù)圖2（a）所示結果可以看出，隨著頂板錨桿預緊力的增大，頂板和兩幫變形量逐漸的減小，而底板底鼓量呈現(xiàn)減小后增大的趨勢，當錨桿預緊力由10kN增大至20kN時，頂板下沉量和兩幫移近量減小非常明顯，底板底鼓量也輕微的減小，當預緊力由20kN繼續(xù)增大至30kN、40kN，巷道頂板和兩幫的位移量減小幅度明顯降低，且底板底鼓量開始出現(xiàn)輕微的增大，因此，錨桿預緊力設計為20kN較為合理。根據(jù)圖2（b）所示結果可知，隨著錨桿長度的增加，圍巖的收斂變形量呈現(xiàn)減小趨勢。錨桿長度由2.0m增大為2.4m時，巷道頂板和兩幫變形量明顯的減小，錨桿長度繼續(xù)增大至2.6m時，圍巖位移量減小幅度很小，因此設計錨桿長度為2.4m。

4 +1068運料進風巷支護方案

結合上述理論分析計算及數(shù)值模擬研究結果，最終設計+1068運料進風巷詳細支護參數(shù)：

1）頂板支護：頂板錨桿采用桿體為直徑20mm、長度2400mm的高強度螺紋鋼，間排距為900×1000mm，每排6根均勻布置，所有錨桿垂直頂板施工，錨桿安裝時預緊力距不小于20kN，錨固力不低于100kN；頂板錨索采用直徑18.9mm，長度5300mm的鋼絞線，錨索間排距為2000mm，沿巷道中心線對稱布置，垂直頂板施工，預緊力不小于150kN。金屬網采用10#鉛絲焊制的經緯網，鋼筋梯子梁采用直徑14mm的圓鋼制成。

2）巷幫支護：兩幫錨桿桿體同樣為高強度螺紋鋼，規(guī)格為Φ20×2400mm，間排距900×1000mm，所有錨桿均沿水平方向垂直巷幫施工，金屬網和鋼筋梯子梁規(guī)格與頂板相同，幫部錨桿安裝時預緊力不小于20kN，錨固力不低于50kN。+1068運料進風巷支護詳情如圖3所示。

圖3 +1068運料進風巷詳細支護情況

5 應用效果分析

+1068運料進風巷掘進期間采用上述支護方案，巷道掘進初期在距離掘進工作面迎頭適當距離處，布置巷道表面位移監(jiān)測站，采用十字布點法監(jiān)測兩幫和頂板相對移近量，得到巷道位移量隨著與掘進工作面距離變化的曲線如圖4所示，由圖可知，巷道斷面開挖后，頂?shù)装搴蛢蓭途霈F(xiàn)明顯的位移，隨著成巷時間的增加，圍巖逐漸穩(wěn)定，兩幫移近量小于90mm，頂?shù)装逡平啃∮?0mm，總體而言，+1068運料進風巷掘進期間圍巖變形量很小，相較于該礦相似巷道，圍巖變形大幅減小,現(xiàn)場施工作業(yè)的安全性、效率顯著提高，取得了良好的應用效果。

圖4 礦壓監(jiān)測結果

6 結 論

通過對公烏素煤業(yè)駐新疆221團煤礦+1068運料進風巷的圍巖特征進行分析，確定巷道屬于圍巖松軟破碎型礦壓特征，采用普氏地壓理論及懸吊理論初步設計其支護參數(shù)，通過FLAC3D軟件數(shù)值模擬研究各個支護參數(shù)下圍巖的控制效果，進一步優(yōu)選其支護方案，現(xiàn)場應用期間礦壓監(jiān)測結果表明，兩幫移近量小于90mm，頂?shù)装逡平啃∮?0mm，圍巖位移量很小，取得了良好的圍巖效果良好，為巷道的長期安全使用提供了有力支撐。