厚锚固板支护理论在三沟鑫都煤矿的实践研究

张建斌

(1. 太原理工大学，山西 太原 030024；2. 山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司，山西 晋城 048000)

煤矿中的许多巷道尤其是煤巷的两帮不仅强度低，大多还属于裂隙体，甚至是破碎体，此时巷道围岩的稳定性状况主要取决于两帮岩体的变形、破坏等现象的发生和发展[1,2]。传统的棚子支护存在着支架结构笨重、运输量大、安装劳动强度大、巷道断面利用率低等缺点[3,4]，而且不适应现代矿井大断面巷道的稳定性控制要求，更难以满足大跨度开切眼的支护要求。因此，揭示锚固支护的本质机理、探索破碎围岩条件下的锚固支护方法，是促进大断面巷道围岩稳定控制理论技术进一步发展完善的重要工作[5,6]。

本文运用厚锚固板理论确定三沟鑫都煤矿巷道的锚固支护参数，实现了破碎两帮锚固支护参数的定量确定，解决了锚固结构适应大断面破碎围岩巷道的支护难题，使锚固支护技术突破了创痛观念，不受巷道两帮破碎区域大小的限制均可成功运用。

1 厚板锚固理论

根据裂隙岩体及破碎岩体的力学特征，破碎两帮锚杆支护宜采用挤压加固和整体锚固相结合的支护方式。即通过锚、网等作用使两帮形成具有一定承载能力的挤压加固体。悬吊理论认为将巷道顶板较软弱的岩层悬吊在上部稳定的岩层上，增强较软弱岩层的稳定性。对于回采巷道经常遇到的层状岩体当巷道开掘后，直接顶因弯曲、变形与基本顶分离，如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在基本顶上，就能减小和限制直接顶的下沉和离层，以达到支护的目的。由于两帮破碎岩体的内聚力很小或几近丧失，故在其中形成的锚固体只能承受一定的挤压和剪切作用，而不能承受明显的拉伸作用。因此，两帮锚固体应具有“厚板”的形状特征，即锚固体的厚度与宽度之比要大于薄板厚宽比的上限(如图1所示)。

1—巷道；2—帮锚杆；3—锚固力压缩区；4—锚固体；M—巷高；B—巷宽；t1—粘锚力积聚段长度；t2—锚固端锚杆影响区未重叠区厚度；t3—锚固体厚度；t4—锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度；t5—外露长度图1 厚板锚固结构示意图

2 工程概况

三沟鑫都煤矿2号煤层平均厚1.83 m，含0.2 m左右的泥岩夹矸，强度低、完整性差。其直接顶板为砂质泥岩、砂岩，厚约2.0 m左右，属半坚硬级岩石，老顶为深灰色粉砂岩及砂岩，厚约10.0 m左右，岩石坚硬，顶板岩石硬度系数f为2～4.2，一般不易冒落；底板为灰黑色或深灰色泥岩和粉砂岩，属软级至半坚硬级岩石。

初采面开切眼断面特征：矩形断面，掘进断面6.5 m×2.4 m =15.60 m2，净断面6.3 m×2.3 m=14.49 m2。

根据岩层条件分析，初采面开切眼顶板稳定性较好，底板为软弱岩层，但由于埋深钱，应力场水平低，所以底板稳定性状况也会处于较好状态。而由于煤层强度低且破碎，选择适宜的支护方式、确定恰当的支护参数将是巷道稳定性控制效果优劣的关键。

3 初采面开切眼锚固支护方案及参数

锚固支护参数主要包括锚固强度、锚杆间排距、锚杆长度和锚固长度等。以下依据厚板锚固理论确定初采面开切眼的各锚固参数。

3.1 开切眼顶板支护参数

根据开切眼的几何形状特征，顶板支护宜选用锚网支护方式：φ20左旋无筋螺纹钢锚杆 + 菱形金属网 + φ15.24锚索。

1) 支护载荷分析

顶板载荷高度为：

式中，h——载荷高度，m；Σh——表面破裂层厚度，m；b——巷道跨度，m；k——两帮支撑削弱系数；h0——巷道高度，m。

顶板载荷集度(单位面积的载荷)q为：

q=hγ=1.54×27=41.67 kPa

式中，γ——顶板容重，kN/m3。

2) 顶板锚杆间、排距

顶板锚杆的间、排距为：

式中：F——锚杆锚固力；K——安全系数。

3) 顶板锚杆锚固长度的确定

根据顶板岩层锚固条件分析，锚固长度应不小于：

4) 顶板锚杆长度

根据载荷体的厚度要求，跨度为6.5 m的开切眼顶板锚杆最小长度为：

l=l1+l2+l3=0.1+1.54+0.6=2.24 m

式中，l1——锚杆外露长度，m；l2——载荷体高度，m；l3——深入稳定结构中的最小长度，m。

5) 顶板锚索参数的确定

开切眼轴线方向单位长度内的顶板载荷为：

Q=h×b×γ=270 kN

每米所需锚索数量为：

n=0.8Q/T=1.44(根/m)

依据以上分析结合开切眼断面参数，顶板锚固参数确定如下。

顶板锚杆：

锚杆规格：φ20×2200;

最小锚固长度：0.9 m;

间距：1.0 m;

排距：1.0 m;

设计锚固力：100 kN/根;

预紧力：50 kN/根(扭矩190 N·m);

顶板锚杆托盘：150 mm×150 mm×10 mm高强度钢托盘;

顶板锚索：

锚索规格：φ15.24×7000;

锚固长度：1.2 m;

间距：1.6 m，排距：2.0 m;

设计锚固力：150 kN/根;

预紧力：100 kN/根;

顶板锚索托盘：200 mm×200 mm×15 mm。

3.2 开切眼两帮支护参数

3.2.1 巷帮锚固强度

依据载荷状况确定开切眼两帮锚固强度为：

=88.6(kPa)

其中，q为两帮可承载锚固体所受载荷集度，即：

b′为巷道得力学等效跨度：

b′=6.5+2×2.4tg30°≈9.28(m)

t3为两帮可承载锚固体的厚度。依据厚锚固板理论，t3为：

3.2.2 锚杆布置密度

依据锚固强度以及所选用锚杆规格型号，锚杆布置密度为：

若排距取1.0 m，则间距可取为1.0 m。

粘锚力积聚段长度t1为：

锚固端锚杆影响区未重叠区厚度t2为：

锚尾端锚杆影响区未重叠区厚度t4为：

3.2.3 锚杆长度

根据以上个段长度分析，锚杆总长度t为：

t=t1+t2+t3+t4+t5

=0.38+0.5+0.5+0.2+0.1=1.7 (m)

3.2.4 锚固长度

根据锚固强度及锚固条件，锚固长度t0为：

t0=2t1=0.76(m)

依据上述分析计算并结合开切眼实际几何参数综合考虑，两帮锚固参数确定如下。

锚杆规格：φ20×1800；

锚杆间距：1.0 m；

锚杆排距：1.0 m；

锚固长度：0.9 m；

设计锚固力：80 kN/根；

预紧力：30 kN/根(扭矩115 N·m)；

巷帮采用150 mm×150 mm×10 mm高强度钢托盘，如图2所示。

4 现场观测

通过对开切眼围岩变形观测，掌握了三沟鑫都煤矿2#煤层首采面开切眼的矿压显现规律。

开切眼围岩位移观测结果如图3所示。

观测结果表明，开切眼掘出后的初期围岩位移速度较快，然后逐渐趋于平稳。总体看，顶板下沉在成巷160 h约7天后已基本趋于稳定，两帮位移在250 h约10天后基本趋于稳定。

顶板总体下沉量不大，大多在40 mm以内；两帮相对移近量大多在90 mm以内，说明开切眼支护效果良好，锚固方案合理。

5 结论

根据相关地质力学特征对山西晋煤集团晋圣三沟鑫都煤业有限公司2#煤层首采工作面开切眼围岩特性进行了分析，采用了适宜的锚固支护原理，确定了锚固支护方案及参数并进行了现场观测研究。主要结论如下：

图2 开切眼锚固支护断面图

图3 开切眼锚固支护断面图

1) 三沟鑫都煤矿首采面开切眼顶板岩层属典型的层状结构，宜采用悬吊原理确定锚固支护参数。

2) 两帮具有明显的松软破碎特征，宜采用大厚度锚固板理论为依据确定两帮锚固支护参数。

3) 观测结果表明，开切眼掘出后的初期围岩位移速度较快，约10天后逐渐趋于平稳，且变形量不大。效果良好，说明开切眼所采用的锚固支护方案合理。

4) 实践应用结果说明，锚固支护是一种适应

性较强的巷道支护方式，即使在两帮松软破碎条件下，只要依据合理的支护理论确定适宜的锚固支护参数，依然可以获得成功。

[1] 杨双锁. 回采巷道围岩控制理论探讨[J].煤炭学报，2010,35(11):1842-1853.

[2] 杨双锁.回采巷道围岩控制理论及锚固结构支护原理[M]. 北京:煤炭工业出版社,2004.

[3] 侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

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[5] 杨双锁.锚杆支护研究的总结与展望[J].2008,25(1): 41-45.

[6] 杨双锁,曹建平.锚杆受力演变机理及其与合理锚固长度的相关性[J].2010,27(1): 1-7.

[7] 侯朝炯,勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J]. 岩石力学与工程学报,2000,19(03):365-368.

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