深部煤巷圍巖穩定性控制設計

魏 征

（山西新景煤業有限公司， 山西 陽泉 045000）

引言

隨著煤礦開采深度的不斷增加，原巖應力增大，巖體應力環境以及巖體物理力學性質發生較大變化，造成巷道圍巖穩定性差，巷道維護困難等一系列問題[1-2]。

高水平應力是影響深部巷道穩定性的重要因素之一[3-5]，但在現有資料所涉及的錨固巖梁力學模型中并未考慮高水平應力的影響；另一方面，深部巷道開挖后，隨著巷道變形，塑性區向煤體深部轉移，巖梁的跨度將會增大，而不僅僅是巷道的寬度。本論文將基于以上兩點，并結合新景煤礦深部煤巷圍巖具體條件，建立新的錨固巖梁力學模型，對實現深部煤巷支護的穩定，降低巷道成本，保障巷道的施工和安全使用，具有重要的意義。

1 煤巷地質條件

新景煤礦2305皮帶順槽標高為-940～-985 m，巷道斷面為矩形，凈寬為3.6 m，凈高為2.8 m。巷道采用常規錨桿、金屬網、鋼筋梯及錨索支護方式。2305軌道順槽基本概況除掘進方式采用炮掘以外，同2305膠帶順槽。順槽所處區域地質構造相對復雜，煤層傾角2°～9°，平均5°。頂板巖性以泥巖、中砂巖為主，底板巖性以泥巖、細砂巖、中砂巖為主。

2 力學模型建立

2.1 未加錨巖梁力學模型

圖1-1為未加錨頂板示意圖，對其進行受力分析，簡化為簡支梁，簡化結果如圖1-2所示。根據材料力學梁的縱橫彎曲理論，對未加錨頂板力學模型求解。

在梁的上覆均布荷載q和軸向力F的共同作用下，巖梁任意截面x上產生的彎矩為：

圖1 未加錨巖梁力學模型

式中：y為梁的撓度；B為梁的長度；x為巖梁截面距離端面的距離。

進而得到撓曲線的微分方程為：

式中：E為拉伸彈性模量，I為慣性矩。

其通解為：

由邊界條件x=0，y=0及x=B，y=0得：

當滿足一定條件時可以對撓曲線方程（5）做適當簡化，簡化的前提條件與頂板巖性有關。由于k=，則當頂板巖梁的彈性模量E較大時，F相比于E是小量級參數，即：

所以撓曲線方程（5）可以簡化為：

由Mmax和F得：

式中：F為軸向力；A為巖梁橫截面面積；W為抗彎剛度系數；[σ]為巖石極限抗拉強度。

對式進行變換得未加錨巖梁跨度：

2.2 加錨巖梁力學模型

當頂板加錨支護后，如圖2-1所示，錨桿的錨固力將起到抑制頂板下沉的作用.為了簡化計算，將多個錨固力轉化為布置在B2上的錨固力均布載荷P簡化后的頂板力學模型如同2-2。采用與未加錨頂板力學模型相同的求解方式，最終解得：

圖2 加錨巖梁力學模型

通過式（13）得到錨桿根數n、錨固圍巖穩定系數η、巖梁跨度B2等的關系式，當各參數確定后，錨桿根數n便隨之確定。

3 支護參數設計

3.1 錨桿參數計算

3.1.1 錨桿根數計算

通過現場鉆孔電視探測發現塑性區范圍深入巷幫2 m，故取x=2 m，已知巷道寬度L=4.6 m，由公式B2=2x+L計算可得B2=2×2+4.6=8 m。

所以巖梁的跨度B2為8 m。

將各已知參數帶入式（13）得如下函數式：

函數式（14）對應的函數曲線如圖3所示。由圖3可知：隨著穩固系數取值的不斷增大，錨桿根數逐漸增加，最值n收斂于5，之后不再變化，故取n=5。當頂板錨桿根數為5時，能最大限度地保證頂板支護的安全穩定。

圖3 函數曲線變化圖

3.1.2 錨桿長度計算

式中：Lg為錨桿長度，m；H為冒落拱高度，m；K為安全系數，一般取K=2；L1為錨桿錨入穩定巖層的深度，一般按經驗，取0.5 m；L2為錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.1m。其中冒落高度H的計算公式為：

式中：A′為巷道開掘寬度，按設計最寬巷道，取4.6 m；f為巖石堅固性系數，取5。計算得H=0.46 m。

則：Lg=2×0.46+0.5+0.1=1.52 m。

3.1.3 錨桿間排距計算

通常錨桿間排距相等，取為a：

式中：a為錨桿間排距，m；Q為錨桿設計錨固力，120 kN/根；ρ為被懸吊砂巖的重力密度，取25 kN/m3。

代入數據計算得a=2.28 m。

通過計算及結合巷道掘進過程中所揭露巖石的賦存狀況和巖體層理厚度、層間結構關系，決定巷道頂部采用Φ22×2 400 mm的高強錨桿，間排距為900 mm×800 mm；幫部采用Φ20×2 200 mm的全螺紋錨桿，間排距為1 000 mm×800 mm，能滿足支護要求。

3.2 錨索參數計算

3.2.1 錨索長度計算

式中：Ls為錨索長度，m；La為錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m；Lb為需要懸掛的不穩定巖層厚度，取2.0 m；Lc為上托盤及鎖具的厚度，取0.2 m；Ld為需要外露的張拉長度，取0.25 m。

錨索錨固長度La按下式確定：

式中：K′為安全系數，取 K′=2；d1為錨索鋼絞線直徑，取17.8 mm；fa為錨索鋼絞線抗拉強度，取1 860 N/mm2；fc為錨索與錨固劑的黏合強度，取10 N/mm2。

代入數據計算得：La≥1.655 m，Ls=4.15 m。

根據計算和現有錨索規格，錨索長度取6500mm。

3.2.2 錨索間排距計算

根據經驗錨索間排距應滿足不大于孔深的一半，即 6 300 mm/2K′=2 625 mm（K′為安全系數，取1.2）。

設計取錨索間距1.3 m、排距2.4 m＜2.625 m。

根據以上計算，頂部采用長度6 500 mm，直徑為17.8 mm的鋼絞線錨索，間排距1 300 mm×2 400 mm，符合要求。

3.3 支護方案確定

3.3.1 頂板支護

頂板布置高強錨桿，數量為每排5根，規格為Φ22×2 400 mm，間排距為900 mm×800 mm。錨索每排2根，錨索規格Φ17.8×6 500 mm，間排距為1 300×2 400 mm，每根錨索采用3支MSK2550樹脂錨固劑錨固。頂部錨桿錨固力不小于120 kN，預緊力矩不小于260 N·m，錨索預應力不小于120 kN。

3.3.2 兩幫支護

兩幫每排布置6根等強錨桿，規格為Φ20×2 200 mm，間排距為1 000 mm×800 mm。兩幫網片采用塑料網2 500 mm×2 000 mm，幫部預緊力矩不小于160 N·m，錨固力不小于80 kN。

4 現場監測結果分析

4.1 巷道表面位移監測結果分析

利用預先布置的十字測點對巷道斷面進行為期一個月的監測，獲得了巷道頂板下沉量、兩幫移近量、頂底板移近量等一系列表面位移數據，并對其整理，繪制成表面位移監測曲線圖。具體如圖4所示。

圖4 2305膠帶順槽表面位移監測曲線

由位移監測曲線圖可知：該巷道的頂板下沉量、頂底板移近量、兩幫移近量分別約為124 mm、210 mm、140 mm。頂板下沉量在巷道掘進15天左右趨于穩定，之后變化微小。兩幫移近量前8天內變化量基本恒定，最終在巷道掘進10天后達到一個穩定的移近量。

4.2 錨桿（錨索）受力監測結果分析

使用錨桿（錨索）測力計對2305膠帶順槽進行監測，監測結果如圖5所示。

圖5 錨桿（錨索）受力監測曲線

由監測曲線圖5可知：初期對錨桿、錨索施加的預緊力基本滿足支護設計要求。在巷道掘進初期，錨桿、錨索受力顯著增加，持續15天左右，之后維持在一個相對穩定的數值，頂錨索、頂錨桿、左幫錨桿和右幫錨桿最終受力大小分別為110 kN、96 kN、68 kN、57 kN。

5 結論

根據新景煤礦2305順槽地質情況，利用理論計算的方法對煤巷支護參數進行設計，得到以下結論：

1）基于高水平應力影響巷道穩定性以及巖梁跨度隨巷道變形而增大兩個因素，建立新的錨固巖梁力學模型，對深部煤巷支護參數進行設計，得出新景煤礦2305順槽具體支護參數：頂板每排布置5根錨桿，采用Φ22×2 400 mm高強錨桿，間排距為900 mm×800 mm；兩幫布置6根錨桿，采用Φ20×2 200 mm全螺紋錨桿，間排距1 000 mm×800 mm；頂板錨索每排2根，錨索規格為Φ17.8 mm×6 500 mm，間排距為1 300 mm×2 400 mm。

2）對順槽施加支護后，巷道頂板下沉量、頂底板移近量及兩幫移近量最大值分別為124 mm、210 mm、140 mm；巷道頂錨索、頂錨桿、左幫錨桿和右幫錨桿受力最終維持在一個相對穩定的數值，最大值分別為110 kN、96 kN、68 kN、60 kN。設計的支護方式能有效抑制巷道的變形破壞，保證巷道支護安全，支護系統是穩定、可靠的。