王庄煤矿薄煤层半煤岩巷锚杆支护设计

王向宏，姜 涛，崔云德，王传兵，陈 涛

（1.淄博市王庄煤矿有限公司，山东 淄博 255400；2.山东理工大学 资源与环境工程学院，山东 淄博 255000）

据统计半煤岩巷约占我国煤矿巷道掘进总量的20%，且其非均质和分层的特性使得巷道围岩稳定性控制难度增加。国内外诸多专家学者针对半煤岩巷围岩变形规律及支护技术进行了大量研究并取得一系列成果[1-10]，例如，张满华等[1]通过现场调研、数值模拟及工程实践研究了大埋深和围岩的各向异性是造成深部高应力半煤岩巷失稳的主要原因，并确定了支护优化方案；姚琦等[2]基于极破碎围岩半煤岩巷受到吸水膨胀、软弱夹层和节理等弱结构面多重影响造成巷道变形破环严重问题，提出了“全断面锚索+金属网、钢带、梯子粱”联合支护方案；余伟健等[3]认为半煤岩巷围岩失稳的主要路径为：围岩强度较低→节理裂隙发育(外界环境及扰动作用下)→碎胀变形→应力叠加及流变→大变形，并提出了以“桁架锚索”为核心的“锚、网、索、梁”综合支护技术。

现研究成果基本集中在半煤岩巷变形机制和支护技术方面的研究，针对薄煤层半煤岩巷锚杆支护设计研究较少，未充分重视巷道围岩本身不同力学性质和性质突变带来的影响，使得一方面局部支护不足造成安全隐患，另一方面支护能力过剩，浪费支护材料，降低支护效率。锚杆支护是维持巷道围岩稳定重要组成部分，合理的支护方案是保证煤炭资源安全高效开采的前提条件之一。巷道围岩力学属性的多样化导致半煤岩巷开挖后围岩变形破坏特征与常规全煤（岩）巷不同。因此，以王庄煤矿4007工作面胶带顺槽为研究对象，基于多种锚杆支护理论研究并设计薄煤层半煤岩巷锚杆支护方案，研究结果可为类似巷道锚杆支护设计提供理论依据及工程参考。

1 工程概况

王庄煤矿4007工作面开采4-2煤层，平均埋深442 m，煤层平均厚度1.45 m，中部有一层约0.1～0.2 m的夹矸，属薄煤层，煤层倾角6°。工作面胶带顺槽位于工作面北侧（见图1），主要承担运煤任务，巷道沿4-2煤层顶板掘进，采用综掘工艺。巷道设计断面为宽3.0 m，高2.4 m，岩层占巷道断面面积为1/5～4/5，属于半煤岩巷。煤体内摩擦角为31.20°，内聚力为1.38 MPa，煤层重力密度14.55 kN/m3，岩层重力密度25.48 kN/m3。巷道直接顶为泥岩（f=3），基本顶为砂岩（f=4），直接底为粉砂岩。

工作面原支护设计方案：顶板锚杆选用直径16 mm，长度2.5 m的螺纹钢，锚固长度为0.50 m，锚杆间排距为0.8 m×0.8 m，帮部锚杆选用直径16 mm，长度2.5 m的螺纹钢，锚固长度为0.50 m，锚杆间排距为0.8 m×0.8 m。不仅支护成本高，而且支护效率较低，加剧了薄煤层开采中由于采掘比较低造成的采掘接续紧张。

图1 4007工作面平面布置

2 锚杆支护设计方案

2.1 锚杆支护设计理论

目前关于巷道锚杆支护设计的理论方法多种多样，其中现场应用较广的有悬吊理论[11]、组合梁理论[11]、组合拱理论[11]以及极限平衡区和非弹性区理论[12]设计方法。

悬吊理论主要适用于松散、破碎岩层，且只考虑锚杆的抗拉作用，未考虑锚杆的抗剪能力及围岩的自承能力，因此理论计算值与实际锚杆载荷差别较大。

组合梁理论认为以锚杆锚固岩层对岩层产生约束作用，形成组合梁结构，通过加厚组合梁结构，使梁的最大应变值变小。但组合梁理论只考虑顶板上方垂直应力的作用，没有涉及水平应力对组合梁强度的作用，且组合梁有效组合厚度很难确定。

组合拱（自然平衡拱）理论认为在巷道围岩表面形成一个加固拱的承载结构，通过锚杆支护作用使加固拱的厚度增大，以此增强围岩的稳定性。但加固拱理论设计方法缺乏对其影响因素的确定，巷道围岩岩性的不确定造成加固拱厚度很难确定。

极限平衡区和非弹性区理论将巷道等效为岩性均质的圆形巷道，认为巷道开挖后巷道围岩将产生松散区和塑性变形区，依据各变形区影响范围设计合理的支护方法。但巷道掘进过程中的巷道围岩岩性多变，很难达到围岩岩性均质统一，因此该理论只适用于全岩巷道或煤巷。

因此，应结合薄煤层半煤岩巷道围岩力学性质各向异性特点，综合以上各锚杆支护设计理论的特点，确定合理支护方案。

2.2 锚杆支护设计方案

由于煤体的抗压强度、抗剪强度和抗拉强度等物理力学性能明显低于岩体，因此，应综合分析岩层及煤层的相互作用关系。综合考虑薄煤层半煤岩巷道围岩力学性质各向异性特点、帮部煤层变形破坏对顶板岩层的影响及顶板支护对帮部变形破坏的影响及各锚杆支护设计理论的特点，以4007工作面胶带顺槽为工程背景，根据极限平衡区和非弹性区理论及组合拱（自然平衡拱）理论[11-12]进行锚杆支护设计。

（1）外接圆半径计算

式中：r0为外接圆半径，m；a为取巷道半跨距，为1.5 m；h为巷道高度，为2.4 m。得：

r0=（1.52+1.22）1/2=1.93 m。见图2。

图2 4007工作面胶带顺槽外接圆断面

（2）巷道塑性区最大半径和巷道松动圈半径计算

在煤矿巷道开挖初期未支护情况下，根据极限平衡区和非弹性区理论[12]计算巷道塑性区最大半径为：

根据极限平衡区和非弹性区理论[12]计算巷道松动圈半径为：

式中： Rp为巷道塑性区最大半径，m；R为巷道松动圈半径，m；r0为外接圆半径，m；c为巷道围岩粘聚力，MPa；σt为原岩应力，MPa；φ为巷道围岩内摩擦角。

代入数据计算得：

（3）根据组合拱（自然平衡拱）理论[11]计算巷道顶部及两帮塑性区范围

①巷道帮部塑性区深度

式中：C为巷道帮部塑性区深度，m；Kcx为巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定；γ为巷道帮部围岩平均容重，取煤层容重1.33 kN/m3；H为巷道距地表深度，m；B为表征采动影响程度的无因次参数，无采动取1，有采动取2；fy为帮部硬度系数，取煤层值0.84；h为巷道高度，m；φ为围岩内摩擦角。

代入数据计算得：

C为负值表明煤岩体稳定，正值表示煤岩体发生破坏。

②顶板岩层塑性区深度

式中：b0为顶板岩层塑性区深度，m；a为巷道半跨距，m；C为巷道帮部塑性区深度，m，由①计算得到巷道稳定，此处取值为0；α为煤层倾角，°；ky为待锚岩层的稳定系数，当岩石f=3～4时，取0.45；f=4～6时，取0.6，f=6～9时，取0.75；fn为锚固岩层的硬度系数，此处岩层取值4。

代入数据计算得：

（4）锚杆长度及间排距设计

根据极限平衡区和非弹性区理论[12]计算冒落拱内锚杆承载煤岩体的重量：

式中：G为冒落拱内锚杆承载煤岩体的重量，kN；h1为冒落拱的最大高度，m；k为动压系数，有动压力存在时为2.0，无动压力存在时为1.0；γ为顶部煤岩体容重，取值26 kN/m3；b为巷道跨度，m；D为锚杆排距0.8～1.0 m（见表1）；f为围岩硬度系数，此处综合煤岩体硬度系数取平均值2。

当D取值0.8 m时，G=144 kN；当D取值0.9 m时，G=163 kN；当D取值1.0 m时，G=181 kN。

代入数据计算得：

表1 巷道松动圈支护理论主要支护参数选择

则顶板每排锚杆的根数为：

式中：n为顶板每排锚杆根数；G为冒落拱内锚杆承载煤岩体的重量，kN；P为锚杆设计锚固力，取值50 kN。

当G=144 kN时，n=2.88；当G=163 kN时，n=3.26；当G=181 kN时，n=3.62。结合现场实际情况，取n=4。

根据极限平衡区和非弹性区理论[12]计算巷道锚杆锚固长度：

式中：m为安全系数，一般取值1.2～1.5；G为冒落拱内锚杆承载煤岩体的重量，kN，取上述计算最大值181 kN；n为顶板每排锚杆根数；τ为锚固体系的抗剪强度，取锚固体系抗压强度的1/12，MPa；d为锚杆直径，0.016 m。得：

则巷道顶板锚杆设计长度应为：

帮锚杆的设计长度应为：

式中：Ld为顶锚杆长度，m；Lb为帮锚杆长度，m；L1为锚杆锚固长度，m；L2为锚杆外露长度，一般取0.10 m。

根据以上理论计算得出顶板锚杆设计长度Ld=1.67 m，锚固长度至少为0.46 m。根据巷道帮部塑性区深度C值计算为负值表明帮部围岩稳定，巷道帮部不作支护设计。结合表1，则顶板锚杆选用直径16 mm，长度2.0 m的螺纹钢，锚固长度为0.50 m，锚杆间排距为0.9 m×0.9 m。支护设计见图3。

图3 4007工作面胶带顺槽支护断面

3 巷道变形监测分析

利用上述支护方案现场施工后，对按此方案支护试验段巷道进行巷道变形监测，监测数据可用于支护效果评价依据，并为后期支护方案优化提供依据。采用“十字”布点法，对巷道顶底板和两帮移近量进行监测，监测结果见图4。从图4可知巷道围岩位移量呈上升状态，且前10天范围内变形速率较大，15天后，巷道围岩逐渐趋于稳定，巷道顶底板最大移近量为160 mm，两帮最大移近量为114 mm，表明巷道围岩稳定。

图4 巷道围岩变形监测结果

4 结语

以4007工作面胶带顺槽为工程背景，综合多种锚杆支护设计理论，结合半煤岩巷围岩结构的各向异性特点，提出了针对薄煤层半煤岩巷的锚杆支护设计方案，即顶板选用直径16 mm，长度2.0 m的螺纹钢锚杆支护，锚固长度为0.50 m，锚杆间排距为0.9 m×0.9 m。现场施工后，巷道围岩变形稳定，顶底板最大位移近为160 mm，两帮最大移近量为114 mm。

该支护方案取消了帮部锚杆，缩小了顶部锚杆长度，增大了锚杆间排距，减少了锚杆数量。在保证巷道围岩稳定的情况下，节省大量支护材料，降低支护成本，而且提高了支护效率，缓解了薄煤层开采中面临的采掘接续紧张局面。