基于松動圈理論的巷道拓寬支護設計及應用

何桂春

基于松動圈理論的巷道拓寬支護設計及應用

何桂春

（同煤集團晉華宮礦，山西 大同 037016）

以晉華宮礦3＃煤層綜采旅游工作面為研究對象，采用鉆孔攝像法對原3＃煤層集中皮帶巷的圍巖松動圈厚度進行了實測研究，在此基礎上，利用松動圈支護理論對巷道拓寬后不同部位進行“差異設計”：頂板錨網(wǎng)支護，左幫錨注加固，右?guī)蜔o支護，并對巷道表面位移進行監(jiān)測。結果表明：巷道拓寬15天后保持穩(wěn)定，頂板下沉量12.1 mm，左幫表面位移9.3 mm，右?guī)臀灰?4.2 mm，沒有明顯的底鼓，滿足了探秘游工程的要求。

巷道拓寬；松動圈支護理論；差異設計

1 概 況

隨著煤炭的大量開采，我國煤枯竭型城市達到21個，約占全國資源枯竭城市總數(shù)的50%［1］，因此，煤礦企業(yè)轉型成為了一種必然趨勢。為此，同煤集團積極將采煤業(yè)向旅游業(yè)靠攏，申請并獲批了全國首個井下探秘游項目，該項目主體工程設在晉華宮3＃煤層，于2010年6月開工建設。

根據(jù)規(guī)劃，井下探秘游工程共包括原始采煤、炮采、普采、高檔普采和綜合機械化開采五個采煤工作面，其中，綜采工作面由原有3＃煤層集中皮帶巷拓寬而來，見圖1。

圖1 綜采工作面分布位置圖

3＃煤層平均埋深168 m，層厚2.64 m，頂板為灰白細中砂巖，厚度10.87 m，組織致密，強度較高，根據(jù)室內試驗，其單軸抗壓強度達到78.5 MPa；煤層底板為細砂巖與砂質頁巖互層，完整性好，普氏系數(shù)為4～5。因此，該層很適合長期穩(wěn)定需求的旅游工作面的布置。

原有3＃煤層集中皮帶巷斷面為矩形，寬4.8 m，高2.9 m，沿煤層底板布置，兩幫采用砌碹支護，頂板架設木棚。由于巷道年久失修，在長期的采動影響下，碹體破碎脫落嚴重。現(xiàn)場打孔實測結果表明，殘余碹體與圍巖之間存在0.2 m左右的較大空隙，碹體支護作用大大減弱；頂板部分木棚掉落或折斷，存在一定的安全隱患，因此，需要對巷道進行重新維護。此外，由于綜采機械需要的空間較大，需要對巷道進行拓寬，拓寬段巷道長60 m，寬度7.5 m，高度不變，形成了一個大跨度、大斷面巷道，加大了巷道的支護難度。

本文針對原有3＃煤層集中皮帶巷所處環(huán)境，進行了具體分析及松動圈測試，利用松動圈支護理論在圍巖不同位置提出了不同的支護方案，并進行工業(yè)性試驗，取得了良好的技術、經(jīng)濟和社會效益。

2 松動圈實測分析

當巷道周邊應力超過巖石的強度極限，則巷道周邊巖石首先受到破壞，并向圍巖深部發(fā)展。將圍巖中產(chǎn)生的這種松弛破碎帶定名為圍巖松動圈，通常用LP表示［2，3］。圍巖松動圈是圍巖分類、判定巷道支護難度以及設計合理支護參數(shù)的基本依據(jù)，因此，為科學有效地對原有3＃煤層集中皮帶巷進行拓寬和支護設計，必須先進行巷道圍巖松動圈的測試，測試原理及所用儀器設備見文獻［4］。

在拓寬段的集中皮帶巷內設3個測站，測站Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ距3＃切眼交叉口的距離分別為15 m、30 m和45 m，見圖1。測站Ⅱ的實測結果見圖2，所有測試結果見表1。

圖2 測站Ⅱ圍巖松動圈測試結果示意圖

表1 3＃煤層集中皮帶巷圍巖松動圈測試結果表

從表1可知：1）3＃煤層集中皮帶巷的圍巖松動圈厚度大于0.4 m，小于1.0 m，屬于第Ⅱ類松動圈［5］，巷道穩(wěn)定性較好。2）左幫松動圈厚度較右?guī)痛螅虼耍規(guī)拖鄬Ρ容^穩(wěn)定。

3 拓寬巷道支護方案設計及應用

根據(jù)松動圈測試結果和探秘游工程規(guī)劃，對3＃煤層集中皮帶巷左幫進行加固，從右?guī)拖蛎簩由畈客貙?.7 m，由于右?guī)蜑榫C采工作面，布置大量綜采液壓支架，對頂板和煤幫都有一定的支護作用，故右?guī)筒贿M行任何支護。頂板拆除木棚，利用錨網(wǎng)索進行支護，詳細支護參數(shù)如下：

3.1 頂板錨網(wǎng)支護

根據(jù)松動圈支護理論，頂板選用懸吊理論進行支護設計。采用左旋無縱筋高強錨桿，桿長：

式中：

L1—錨桿外露長度，m，一般取0.1；

L2—錨桿有效長度，m，這里等于松動圈厚度0.94，取1.0；

L3—錨桿錨入松動圈外穩(wěn)定巖層的長度，m，取0.5；

L—錨桿長度，m，考慮一定的安全系數(shù)，取2.0。

按工程類比法錨桿錨固力應不小于120 kN，則錨桿間排距為：

式中：

Q—錨桿設計錨固力，kN，取≥120；

k—安全系數(shù)，取3；

γ—圍巖的重力密度，kN／m3，取25；

Lp—圍巖松動圈厚度值，m，取0.94。

得出錨桿間排距應不大于1.3 m，再根據(jù)“錨桿間排距不大于錨桿長度一半”的要求，確定錨桿的間排距為1.0 m×1.0 m。

錨桿直徑為：

式中：

d—錨桿直徑，m；

P—錨桿承受的軸向拉力，與設計錨固力相同，MN，取0.12；

［σt］—錨桿的抗拉強度，MPa，取490。

于是，錨桿直徑應滿足d≥0.017 68 m，取錨桿直徑18 mm。

錨桿需要施加的力矩為：

式中：

M—擰緊力矩，N·m；

F0—預緊力，kN，取30；

d—螺紋公稱直徑，mm，取18。

計算得，錨桿安裝所需的最小力矩為M＝108 N·m。

采用1×19絲錨索，同理計算得，錨索長度為6.0 m，直徑18 mm，預緊力100 kN，間排距取2.0 m×3.0 m。采用菱形金屬網(wǎng)，支護方案見圖3。

圖3 拓寬巷道支護橫斷面圖

3.2 左幫錨注加固

拓寬后巷道的左幫在原3＃煤層集中皮帶巷砌碹支護的基礎上進行錨桿支護加固，錨桿的詳細參數(shù)同頂板支護。為提高圍巖整體性，對左幫破碎圍巖和圍巖與碹體之間空隙展開錨注支護，采用水泥－水玻璃漿液，42.5＃普通硅酸鹽水泥＋45波美度液體水玻璃，水灰比控制在0.8～1.0，水玻璃摻量為水泥重量的3%～5%。注漿錨桿由d26 mm無縫鋼管截斷面組成，桿長1 000 mm，注漿段300 mm。在注漿段每隔75 mm對稱鉆兩個12 mm的注漿通孔，排距為2.0 m。

3.3 支護效果監(jiān)測

為了確保工作面長期安全運行，適應旅游工作的要求，對支護效果進行實測分析，采用十字布點法［6］監(jiān)測巷道拓寬后圍巖變形規(guī)律，結果見圖4。

圖4 拓寬巷道后圍巖表面位移變化規(guī)律示意圖

從圖4中可以看出，巷道拓寬15天后基本保持穩(wěn)定，整個過程中，頂板下沉量12.1 mm，左幫表面位移9.3 mm，右?guī)臀灰?4.2 mm，沒有明顯的底鼓，完全能保障游客的安全。

4 結 論

1）3＃煤層集中皮帶巷的圍巖松動圈厚度大于0.4 m，小于1.0 m，屬于第Ⅱ類松動圈，巷道穩(wěn)定性較好；左幫松動圈厚度較右?guī)痛螅規(guī)拖鄬Ρ容^穩(wěn)定。

2）利用松動圈支護理論，對巷道拓寬后不同部位進行“差異設計”：頂板錨網(wǎng)支護，左幫錨注加固，右?guī)蜔o支護，節(jié)約了支護成本，提高了施工速度。

3）實測結果表明，巷道拓寬后，頂板下沉量12.1 mm，左幫表面位移9.3 mm，右?guī)臀灰?4.2 mm，沒有明顯的底鼓，滿足了探秘游工程的要求，取得了良好的經(jīng)濟效益和社會效益。

［1］ 尹麗娜.煤炭資源枯竭城市可持續(xù)轉型研究［D］.西安：西安建筑科技大學，2010：1－2.

［2］ 董方庭.巷道圍巖松動圈支護理論及應用技術［M］.北京：煤炭工業(yè)出版社，2001：1－2.

［3］ 許國安，靖洪文.煤礦巷道圍巖松動圈智能預測研究［J］.中國礦業(yè)大學學報，2005，34（2）：152－155.

［4］ 靖洪文，李元海，梁軍起，等.鉆孔攝像測試圍巖松動圈的機理與實踐［J］.中國礦業(yè)大學學報，2009，38（5）：645－649，669.

［5］ 董方庭，宋宏偉，郭志宏，等.巷道圍巖松動圈支護理論［J］.煤炭學報，1994（19）：21－32.

［6］ 周詩建，周華龍.礦山壓力觀測與控制［M］.重慶：重慶大學出版社，2010：57.

Support Design and App lication on Roadway Broadening Based on Broken Rock Zone Theory

He Gui－chun

Takes fully mechanized mining face for tourisMin layer 3＃of Jinhuagong coalmine as the research object，by using borehole cameramethod，the broken rock zone thickness of surrounding rock in original3＃coal seaMof concentrated belt roadway ismeasured and researched.On this basis，by using broken rock zone supporting theory，carries out＂differences design＂on the different parts after the roadway broadening，namely the roof used bolting with wiremesh supporting，the left side used bolting and grouting reinforcement，the right side is unsupported，and the roadway surface displacement ismonitored.The results shoWthat after roadway broaden 15 days reach steady state，roof subsidence is 12.1 mm，surface displacement of left side is 9.3 mm，displacement of right side is 14.2 mm，heaving floor is not obvious and meets the requirements of questing tour engineering.

Roadway broadening；Broken rock zone supporting theory；Differences design

TD263

A

1672－0652（2013）04－0038－03

2013－01－06

何桂春（1986—），男，山西大同人，2009年畢業(yè)于山西大同大學，助理工程師，主要從事礦井建設方面的研究與管理工作（E－mail）jhg＿hgc＠163.com