煤礦開采巷道布置及采煤工藝分析研究

陳 路

（晉能控股煤業集團有限公司馬脊梁礦，山西 大同 037001）

引言

XXH 煤礦開采深度已達千米以上，礦井井底車場布置在由粉細砂巖和泥巖組成的地層中，在巖石強度較低的泥巖巷道中，頂板出現變形，底板產生底鼓，開采深度大造成的地壓現象已開始初步顯現，并有進一步發展的趨勢。從國內相類似礦山的開采實踐來看，不考慮地應力的影響進行設計和施工，往往會造成地下巷道和采場圍巖產生嚴重變形或坍塌破壞，甚至導致沖擊地壓等發生，影響礦井的安全生產。因此，針對開采深度較大的煤礦而言，開展地應力方向與巷道圍巖穩定性分析研究十分必要[1-2]。

1 深部巷道支護技術研究

巷道圍巖變形是礦山壓力顯現的綜合反映，其影響因素可分為兩種類型：自然因素和人為因素。自然因素是影響圍巖變形的決定性因素，主要包括開采深度、圍巖強度、結構面等；人為因素指因采礦活動而產生的因素，主要包括巷道斷面、支護方式等因素。

1.1 開采深度

隨著礦井開采深度的增加，原巖應力逐漸增大，由此引起巖體力學性質、巖體結構、強度等特性的變化，造成圍巖破碎、地溫升高、巷道維護困難等問題，由此導致的巖體力學災害日益增多[3]。

1.2 圍巖強度

圍巖強度也是影響圍巖巷道變形與穩定的主要因素。回采巷道一般布置在煤層中，煤層本身強度較低、層理結構較明顯、受采動影響大，極易發生破壞。圍巖巷道，受上區段開采的影響，節理裂隙較發育，巷道開挖更是加劇了裂隙的發育。在地應力作用下，巷道圍巖常沿著這些節理裂隙面發生剪切破壞，如不及時支護，破壞區不斷發展并最終導致巷道整體失穩。

1.3 結構面

圍巖中存在原生的或因采動影響形成的結構面，這些結構面主要包括節理、裂隙等，這些結構面分布在巷道周圍，使其強度降低，往往是造成巷道圍巖失穩的原因。沿空掘巷圍巖裂隙較發育，這樣的煤體在受到外力的影響后，由于煤體中的結構面強度過低，通常煤體未達到極限抗壓強度而破壞，從而引起巷道圍巖發生破壞。巷道圍巖的變形穩定與結構面的形狀、結構面的發育程度、組合方式和結構面的粗糙程度有關。控制圍巖變形應把圍巖內部的結構面作為主要控制因素，可在巷道開掘初期及時支護，必要時注漿加固煤體，阻止裂隙的進一步發育。

2 錨桿支護主要參數計算

巷道開掘以后，兩幫與頂底板都出現一定范圍的破壞區。錨桿支護的作用就在于保持破壞區范圍內巖層的穩定性。錨桿支護設計的根據是懸吊原則：

1）當頂板一定范圍內有穩定巖層時，將破壞區載荷懸吊于穩定巖層上；

2）當頂板一定范圍內不存在穩定巖層時，將破壞載荷懸吊于巷道兩幫上部的巖層上；

3）如果巷道兩幫上部巖層中的錨固力小于破壞區巖層的重力時，則不應單獨采用錨桿。

懸吊理論中各參數如圖1 所示。

圖1 錨桿支護主要參數計算圖

3 深部巷道支護參數理論設計

3.1 頂板垮落拱高度計算

3.1.1 巷道兩幫破壞范圍計算

1）由于直接頂厚度較大，垮落形狀應為拱形，按照普式平衡拱理論，巷道兩幫的破壞范圍見式（1）：

式中：kc為巷道周邊應力集中系數，取2.9；γ 為巖層平均重力密度，取25 kN/m3；Bc為采動影響系數，取1；σm為直接頂的單向抗壓強度，取20.3 MPa；φ 為圍巖的內摩擦角，取50°；h 為巷道高度，取2.6 m；H 為埋深，取最大值為630 m。

將上述參數代入上式得C=2.12 m。

3.1.2 頂板最大松動范圍計算

頂板最大松動范圍可按式（2）確定：

式中：fm為頂板的普式系數，取1.88；a 為巷道的半跨距，取2.0 m。

將上述參數代入上式得b=2.19 m。

3.2 錨桿支護參數

3.2.1 錨桿長度

巷道圍巖的頂、底板與幫之間的變形和破壞應具有協同變形或相關性，因而支護參數的確定必須系統地考慮對圍巖的加固作用。

3.2.1.1 幫錨桿長度

兩幫錨桿的有效長度L1=1.30 m～2.05 m，取平均值L1=1.6 m，考慮到外露部分長度0.2 m 和錨固長度為0.2 m，則實際取幫錨桿長度L=2.0 m。

3.2.1.2 頂錨桿長度

頂板錨桿長度由式（3）計算：

式中：L 為錨桿長度，m；L1為錨桿外漏長度，取0.1 m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨桿錨固長度，取0.6 m。

根據現場探測結果，巷道頂板上方0 m～2.5 m 范圍內巖層發生位移，錨桿有效長度可以取破壞范圍的2/3，則實際頂錨桿長度L=2.4 m。

3.2.2 錨桿直徑

錨桿桿體直徑可根據桿體承載力與錨固力等強度準則估算，然后按照直徑為14、16、18、20、22 mm等規格來選取。估算式為式（4）：

式中：d 為錨桿桿體直徑，mm；Q 為設計的錨固力，頂錨桿取120 kN，幫錨桿取100 kN；σt為錨桿的抗拉強度，取350 MPa。

將上述參數代入上式，得頂錨桿直徑d=20.64 mm，取22 mm；幫錨桿直徑d=18.9 mm，取20 mm。

3.2.3 錨桿間距

3.2.3.1 頂板錨桿間排距

在頂板，為了抵御拱內巖重的壓力以及為了達到合理的抗剪強度，錨桿的數量設置要科學。錨桿間距S1可按式（5）計算：

式中：RT為錨桿的實際錨固力，取RT=80 kN/根；k 為安全系數，取k=3；γ 為圍巖的體積密度，取γ=25 kN/m3。

桿體的抗剪強度所需的錨桿間距S2可按式（6）計算：

式中：d 為錨桿直徑，Φ22 mm 螺紋鋼計算；τ 為錨桿抗剪強度，取500 MPa；k2為頂板抗剪安全系數，取5；P0為錨桿錨固力，取60 kN/ 根；2a 為巷道跨度，取4.8；f 為分層間摩擦系數，取0.3。

將上述參數代入上式得S2=1.02 m。

根據上述計算，取S1、S2的最小值作為頂錨桿支護間距為0.7 m。

3.2.3.2 幫錨桿間排距

為了安全和施工方便起見，幫錨桿間距和頂錨桿間距可以等距離，同取0.7 m。

3.3 錨索支護參數

3.3.1 錨索長度、間距

考慮到煤巖厚的變化，應保證錨索在上部巖層中有一定長度，即保證錨固力。根據現場多點位移計探測結果，在巷道頂板上方8 m 內巖層具有巖層位移發生，因此選取錨索的有效長度為8.0 m，加上外露長度0.3 m，即錨索總長度應8.8 m 左右，為施工方便及考慮一定的安全系數，取錨索長度為9.0 m。沿巷道頂板布置3 根錨索，兩旁各各布置一根錨索，排距為1.2 m；兩幫各布置2 跟錨索，巷道中線位置布置一根錨索，另一根距頂板500 mm，排距為1.2 m。

3.3.2 錨索排距

錨索排距最主要的任務是保證內拱的穩定性。取間隔2 排錨桿打一排錨索，即錨索排距1.4 m。

4 結語

在圍巖中，由于結構復雜，特別是針對原生的或因采動影響形成的結構面，本文提出需要針對節理、裂隙等重點位置強化遏制巷道圍巖失穩發生的可能性。在外力的影響下，煤體結構面強度往往低于理論計算值，因此需要考量到極限抗壓強度。