松软破碎特厚煤层煤巷支护技术研究与应用

李春阁，张伟光

（新疆工程学院矿业工程与地质学院，新疆乌鲁木齐830000）

1 工程概况

公乌素煤业驻新疆221团煤矿+1068m南翼工作面地面相对位置为吐鲁番盆地北缘，博格达山南鹿，地形为南北高，中间低，为典型的山前冲洪积凹地，其北为低山区，南为丘陵区，附近无任何军事设施和建筑物。井下位置及四邻采掘情况：往北先到+1068m保安煤柱线、1068运输石门，然后是北翼实体煤；南邻地质陷落构造分开的实体煤区域；东西皆为稳定岩层。+1068m南翼工作面回采7#煤层，煤层厚度14.94～17.90m，顶板岩性为粉砂岩，底板岩性为中、粗砂岩，顶底板详细特征如表1所示。煤层结构简单，厚度较稳定，为全区可采煤层。+1068运料进风巷为满足开采时的通风、运输及行人等需要，设计长度600m，位于+1068水平避难硐室附近，掘进范围内无老空和着火区。+1068运料进风巷围岩为松软破碎的煤层，煤层普氏系数为0.8～1.4，顶底板岩石普氏系数为3～4，为确保+1068m南翼工作面回采期间巷道围岩的稳定，对+1068运料进风巷的围岩控制技术展开研究。

2 +1068运料进风巷永久支护参数初步设计

公乌素煤业驻新疆221团煤矿+1068运料进风巷采用矩形断面，掘巷宽度为5000mm，高度为3300mm，根据7#煤层资料和相邻巷道的支护经验，+1068运料进风巷采用锚杆+钢筋网+钢筋梯子梁+锚索支护，采用计算法初步设计支护参数。+1068运料进风巷沿7#煤层底板掘进，巷道采用矩形断面，巷道两帮和顶板均为7#煤层，煤体普氏系数为0.8～1.4，为松软破碎煤层，在无支护条件下，预计巷道顶板会自然冒落形成冒落拱，帮部煤体发生片帮、垮帮等破坏现象。据此选择普氏地压理论[1]、悬吊理论[2]对+1068运料进风巷支护参数进行初步设计。

1）顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：

式中：L为锚杆长度，m；H为冒落拱高度，m；L1为锚杆锚入稳定岩层的深度，一般取0.3m；L2为锚杆在巷道中外漏的长度，取0.05m；

其中冒落拱高度采用普氏地压理论进行计算：

式中：B为巷道开掘宽度，m；F为岩石坚固系数，m；

+1068运料进风巷宽度为5.0m，顶板为煤体，普氏系数取1.8，则H=1.78m，由式1可得锚杆总长度应大于等于2.13m，因此初步设计锚杆长度为2.2m。

2）顶锚杆通过悬吊理论校核锚杆间排距：

式中：a为锚杆间排，m；Q为锚杆设计锚固力；100kN/根；K为安全系数，取K=2；H为冒落拱高度，m；γ为被悬吊砂岩重力密度，取25kN/m3；

冒落拱高度为1.78m，则计算可得锚杆间排距应小于1.06m，初步设计间排距为1.0m。

3）顶锚杆的锚固长度和锚固力计算：

锚杆的锚固长度为：

式中：L0为锚固长度，m；Pm为设计锚固力，Φ20mm的螺纹钢锚杆破断载荷为119.4kN；R为锚杆孔半径，直径为Φ20mm的锚杆孔半径为14mmΤτ为树脂药卷与钻孔壁的粘结强度，取τ=2MPa

需要的药卷长度

式中：L为药卷长度，m；R为锚杆孔半径，直径为Φ20mm的锚杆孔半径为14mm；R1为锚杆半径，取10mm；R2为树脂药卷的半径，取11.5mm；

通过计算可知，顶板锚杆锚固长度L0≥0.46m，则锚固剂长度L≥0.49m，因此选用一支CK2350树脂锚固剂，锚固剂长度为0.5m。

4）确定锚索长度：

式中：L为锚索总长度，m；La为锚索深入到稳定岩层中的锚固长度，取1.8m；Lb为锚索悬吊的不稳定岩层厚度，根据顶板围岩性质决定，取2.2m；Lc为托板及锚具的厚度，取0.06m；Ld为锚索外漏长度，取0.25m；

由式（6）计算可得，顶板锚索长度应大于等于4.31m，参考该矿类似巷道的支护参数，锚索长度确定为5.3m。根据相关的研究表明，每2～4根锚杆配备1根锚索进行支护，将取得较好的围岩控制效果，因此初步设计顶板锚索间排距为锚杆的2倍，采用Φ18.9mm的锚索承载力为240.2kN，由式（4）计算得到锚索锚固长度不小于1.4m，由式（5）计算得到所需药卷长度不小于1.25m，每根锚索配备3支CK2350树脂锚固剂，实际锚固长度为1.5m。

3 +1068运料进风巷永久支护参数模拟研究

为更加合理的设计+1068运料进风巷的支护参数，根据巷道顶底板岩性特征、岩石力学基本参数，采用FLAC3D软件建立数值模型[3～4]，通过模拟分析不同支护参数下巷道围岩的变形情况，优选出支护效果良好，且经济、合理的支护方案，为整个矿井回采巷道的值设计提供参考依据。模型长、宽、高分别为50m、20m、35m，+1068运料进风巷断面尺寸长、宽为5.0m、3.3m，数值模型如图1所示。

图1 数值模型示意图

本次研究通过数值模拟对顶板锚杆的间排距、长度、预紧力、锚索长度、间排距等参数进行了研究，由于篇幅有限，以锚杆预紧力和锚杆长度为例进行研究分析。+1068运料进风巷顶板和两帮均为强度较低的煤层，锚杆预紧力对于围岩的控制效果异常关键，合理的预紧力可以实现支护体快速增阻，提前巷道浅部围岩的整体性，减小围岩初期变形，充分发挥锚杆主动支护作用。在锚杆预紧力分别为10kN、20kN、30kN、40kN条件下模拟巷道的开挖，待模型计算平衡后，统计巷道围岩的最大位移量，整理得到图2（a）所示的结果，对预紧力进行分析时，锚杆规格为Φ20mm×2400mm，间排距为900mm；在预紧力为20kN条件下，模拟不同锚杆长度条件下巷道的掘进，锚杆长度为2.0～2.4m，围岩位移变化曲线如图2（b）所示。

图2 数值模拟结果

根据图2（a）所示结果可以看出，随着顶板锚杆预紧力的增大，顶板和两帮变形量逐渐的减小，而底板底鼓量呈现减小后增大的趋势，当锚杆预紧力由10kN增大至20kN时，顶板下沉量和两帮移近量减小非常明显，底板底鼓量也轻微的减小，当预紧力由20kN继续增大至30kN、40kN，巷道顶板和两帮的位移量减小幅度明显降低，且底板底鼓量开始出现轻微的增大，因此，锚杆预紧力设计为20kN较为合理。根据图2（b）所示结果可知，随着锚杆长度的增加，围岩的收敛变形量呈现减小趋势。锚杆长度由2.0m增大为2.4m时，巷道顶板和两帮变形量明显的减小，锚杆长度继续增大至2.6m时，围岩位移量减小幅度很小，因此设计锚杆长度为2.4m。

4 +1068运料进风巷支护方案

结合上述理论分析计算及数值模拟研究结果，最终设计+1068运料进风巷详细支护参数：

1）顶板支护：顶板锚杆采用杆体为直径20mm、长度2400mm的高强度螺纹钢，间排距为900×1000mm，每排6根均匀布置，所有锚杆垂直顶板施工，锚杆安装时预紧力距不小于20kN，锚固力不低于100kN；顶板锚索采用直径18.9mm，长度5300mm的钢绞线，锚索间排距为2000mm，沿巷道中心线对称布置，垂直顶板施工，预紧力不小于150kN。金属网采用10#铅丝焊制的经纬网，钢筋梯子梁采用直径14mm的圆钢制成。

2）巷帮支护：两帮锚杆杆体同样为高强度螺纹钢，规格为Φ20×2400mm，间排距900×1000mm，所有锚杆均沿水平方向垂直巷帮施工，金属网和钢筋梯子梁规格与顶板相同，帮部锚杆安装时预紧力不小于20kN，锚固力不低于50kN。+1068运料进风巷支护详情如图3所示。

图3 +1068运料进风巷详细支护情况

5 应用效果分析

+1068运料进风巷掘进期间采用上述支护方案，巷道掘进初期在距离掘进工作面迎头适当距离处，布置巷道表面位移监测站，采用十字布点法监测两帮和顶板相对移近量，得到巷道位移量随着与掘进工作面距离变化的曲线如图4所示，由图可知，巷道断面开挖后，顶底板和两帮均出现明显的位移，随着成巷时间的增加，围岩逐渐稳定，两帮移近量小于90mm，顶底板移近量小于70mm，总体而言，+1068运料进风巷掘进期间围岩变形量很小，相较于该矿相似巷道，围岩变形大幅减小,现场施工作业的安全性、效率显著提高，取得了良好的应用效果。

图4 矿压监测结果

6 结 论

通过对公乌素煤业驻新疆221团煤矿+1068运料进风巷的围岩特征进行分析，确定巷道属于围岩松软破碎型矿压特征，采用普氏地压理论及悬吊理论初步设计其支护参数，通过FLAC3D软件数值模拟研究各个支护参数下围岩的控制效果，进一步优选其支护方案，现场应用期间矿压监测结果表明，两帮移近量小于90mm，顶底板移近量小于70mm，围岩位移量很小，取得了良好的围岩效果良好，为巷道的长期安全使用提供了有力支撑。