陽煤五礦集中回風大巷錨網噴聯合支護技術研究及應用

李寶龍

（山西宏廈第一建設有限責任公司 ，山西 陽泉 045008）

地下空間開挖將本來處于三維受力狀態的巖石變成了二維受力狀態，巖石受力狀態發生了變化，其穩定性被打破，所以，控制開挖巖體的穩定是保證地下空間作業的前提。錨桿支護以其主動支護的方式在巷道應用逐漸普遍，但在復雜高應力地質條件下，單一的錨桿常不能達到圍巖穩定性的要求。近年來，基于傳統錨桿支護發展出了錨網噴支護技術。錨網噴支護技術綜合發揮了錨網支護和噴漿支護的優點，對煤礦巷道圍巖控制效果良好。本文將錨網噴聯合支護技術應用于陽煤五礦，基于頂板巖性探測分析，研究錨網和噴漿支護參數，并將設計方案用于工程現場。

1 工程概況

陽煤集團五礦地面標高為870～1030m，8#煤試采工作面集中回風巷在520水平巷道底板距離13#煤頂板5m進行施工至590水平揭露8#煤，該巷道主要服務于構建西北翼8#采煤工作面運輸及回風系統。回風巷北部為無采掘巷道，南部為8133綜放工作面（未掘），西部為8134綜放工作面（未掘），東部為8#煤試采工作面集中進料巷（已掘）。該巷道穿越石炭系上統太原組，石炭系上統太原組（C3t0為井田內主要含煤地層，層厚89.72～109.57m，平均99.65m。主要由深灰～灰黑色砂質泥巖、泥巖夾煤層及石灰巖層組成。巷道處于背斜翼部，局部可能存在傾角變化較大等情況造成巷道頂板巖層破碎、跨落等情況。尤其在動壓影響下巷道圍巖控制難度較大。

2 支護方案數值模擬研究

2.1 方案設計

根據現場巷道支護經驗及參考相鄰礦井的支護方案，以巷道煤巷掘進段為背景，決定選取三種不同支護參數進行分析研究。

方案1：錨索規格為φ17.8×5200mm，頂板布置3根錨索，間排距為2000×1000mm；巷幫布置4根錨桿，錨桿規格為φ20×2400mm，間、排距均為1000mm。

方案2：錨索及錨桿規格與方案1相同，頂錨索布置4根，間排距為1500×1000mm；巷幫布置4根錨桿，間、排距均為1000mm，頂板和幫部均滿鋪鋼筋網。

方案3：錨索及錨桿規格與方案1相同，頂錨索布置5根，間排距為1300×950mm；巷幫布置4根錨桿，間、排距均為950mm，頂板和幫部均滿鋪鋼筋網，同時在巷道頂板和兩幫均噴射C30混凝土，噴射厚度為100mm。

2.2 數值模擬

根據該礦的具體地質條件，通過FLAC3D數值模擬軟件進行上述三種支護方案的模擬研究。模型尺寸為40m×50m×100m，巷道斷面為矩形，寬度為5.8m，高度為3.7m。將上述三種支護方案分別應用于該集中回風巷，通過巷道垂直位移和水平位移分析三種支護方案的控制效果。三種方案的巷道圍巖位移如圖1所示。

圖1 不同支護方案下圍巖位移

由圖1可知，方案1、方案2和方案3的垂直位移分別為154mm、112mmm和65mm；方案1、方案2和方案 3的水平位移分別為 136mm、106mm和70mm。通過對比可以明顯看出，減小錨桿索間排距并采用錨網噴聯合支護，可有效控制該集中回風巷圍巖變形，決定選取錨網噴聯合支護技術對該集中回風巷圍巖進行控制。

3 支護方案確定

3.1 支護方案確定

1）巖巷段，斷面為拱形斷面：頂板采用錨索、錨桿、鋼筋網、噴砼聯合支護；錨索采用φ17.8×5200mm的鋼絞線，錨索托板使用材質為Q235的拱形托盤，規格為300×300×12mm，拱高不低于56（±2mm）配套調心球墊及KM18鎖具承載，錨索間、排距均為1000mm，布置4根錨索，頂板滿鋪鋼筋網，規格為1100×2200mm。所有巷道噴射C20混凝土，噴厚100mm。

巷道幫部采用錨桿、鋼筋網噴砼聯合支護；巷道每幫打注4根φ20×2400mm麻花鋼錨桿，每根錨桿配MSCKΦ23×800mm超快速藥卷錨固，端頭帶材質為Q235的拱形托盤，規格為150×150×8mm，拱高不低于34配套調心球墊和1010尼龍墊片，錨桿間、排距均為1000mm，斷面最下排錨桿距離底板為250mm，幫部滿鋪鋼筋網，規格為1100×2600mm。噴射C20混凝土，噴厚為100mm。支護斷面圖如圖2所示。

圖2 巖巷段巷道支護斷面圖

2）煤巷段，巷道斷面為矩形斷面，頂板采用錨索、W型鋼帶、金屬網、加強錨索及噴砼聯合支護；錨索采用φ17.8×5200mm的鋼絞線，鋼帶采用5600×280×4mm的5眼鋼帶，W型鋼帶配套規格為300×270×12mmW形拱形托盤配套調心球墊及KM18鎖具承載。錨索排距0.95m，間距1.3m；頂板滿鋪金屬網，規格為1100×5600mm。加強錨索使用φ17.8×8200mm的鋼絞線與規格為300×300×12mm拱形托盤配套調心球墊及KM18鎖具承載，自巷中向兩邊各偏移0.8m對稱布置。每根錨索配MSCKφ23×1000mm超快速藥卷錨固，噴射C20混凝土，噴厚為100mm。

巷道幫部采用錨桿、金屬網噴砼聯合支護；巷道每幫打注4根φ20×2400mm麻花鋼錨桿，每根錨桿配MSCKφ23×600mm超快速藥卷錨固，端頭帶300×270×12mmW形拱形托盤配套調心球墊和1010尼龍墊片及450×280×4mmW鋼護板錨索同排布置，錨桿間、排距均為0.95m；幫部滿鋪金屬網，規格為1100×2600mm。噴射C20混凝土，噴厚為100mm。支護斷面圖如圖3所示。

3.2 采用計算法校核支護參數

3.2.1 頂、幫錨桿長度校核和頂錨桿間、排距校核

圖3 煤巷段巷道支護斷面圖

1）頂錨桿通過懸吊作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件，應滿足：

式中：L為錨桿總長度，單位：m；L1為錨桿外露長度（包括網、托片、外露長度、螺母厚度），單位：m；6+8+40+20=74mm=0.074m（頂）；16+10+40+20=86mm=0.086m（幫）L2為有效長度（頂錨桿取圍巖松動圈冒落高度b，幫錨桿取幫破碎深度c），單位：m；

式中：L3為錨入巖(煤)層內深度(頂取 0.8、幫取0.6)，單位：m

其中圍巖松動圈冒落高度：

式中：B、H為巷道掘進巷寬、巷高，B取5.8m，H取4.3m；f頂為頂板巖石普氏系數，取4；ω為兩幫圍巖的似內摩擦角，ω=arctan（f巖體），ω=76

代入數據計算可得： b=0.85m；c=0.53m

經計算驗證幫錨桿應滿足：L≥L1+L2+L3

頂錨桿：L1+L2+L3=0.074+0.85+0.8=1.724＜L=2.4，滿足設計規范。

幫錨桿：L1+L2+L3=0.086+0.53+0.6=1.216＜L=2.4，滿足設計規范。

2）校核幫錨桿間、排距：應滿足：

式中：α為錨桿間、排距，單位：m；G為錨桿設計錨固力，kN/根；G頂取74kN/根；k為安全系數，一般取 2；L2為有效長度，頂：0.85m、幫 0.53m；Γ 為巖體容重（t/m3）；取 21.6kN/m3

則：α頂=1.42，實際錨桿間排距α值為1.0m＜1.42m，

α幫=1.79，實際錨桿間排距α值為1.0m＜1.79m，滿足設計規范。

3.2 .2 錨索長度校核和錨索數目的校核

1）加強錨索長度校核，應滿足：

式中：L為錨索總長度，單位：m；La為錨索深入到較穩定巖層的錨固長度，m。

式中：K為安全系數，取2；d1為錨索直徑，取0.0178m；fa為錨索抗拉強度，1860N/mm2；

fc為錨索與錨固劑的粘合強度，15N/mm2

代入數據可得：La=1.10m

Lb為需要懸吊的不穩定巖層厚度，單位：m；取3m(經巖性探測)；Lc為托板與錨具的厚度，單位：m，取0.067；Ld為外露張拉長度，單位：m，取 0.2m

La+Lb+Lc+Ld=1.1+3+0.067+0.2=4.367m，實際錨索長度為5.2m＞4.367m，滿足設計規范。

2）加強錨索數目的校核，應滿足：

式中：N為錨索數目，單位：根；K為安全系數，取最小值 2；P斷為錨索最低破斷力，單位：kN，取355kN；W—被懸吊巖石的自重，單位：kN。

式中：B為巷道掘進荒寬，單位：m，取5.8m；D為錨索排距，單位：m，取1m；Σh為懸吊巖石厚度，單位：m，取2.5m；Σγ為懸吊巖石平均容重，單位：kN/m3，取 21.6kN/m3。

代入數據得N=3.53;設計錨索每排5根，大于3.53，符合設計要求。

4 現場觀測

將上述設計的錨網噴支護方案應用于陽煤五礦8#煤試采工作面集中回風巷，對巷道進行觀測，直至巷道變形趨于穩定。巖巷段圍巖變形很小，煤巷段圍巖變形觀測結果如圖4所示。

由圖4可知，觀測時間0～18d過程中，隨著觀測時間的推移，巷道頂底板變形和兩幫變形較快；觀測21d之后，巷道頂底板和兩幫變形逐漸趨于穩定；觀測點的巷道頂底板位移量最大為49mm，兩幫為33mm；巷道最大頂底板變形量和最大兩幫變形量均在允許的范圍內。說明，該錨網噴聯合支護設計參數較合理。

圖4 觀測點巷道圍巖變形量

5 結論

1）根據頂板巖性探測結果分析支護參數，能夠為巷道支護設計提供可靠依據。回風大巷巖巷段采用拱形斷面，煤巷段采用矩形斷面分別掘進，巷道圍巖采用錨網噴聯合支護技術。

2）煤巷段觀測點的巷道頂底板位移量最大為49mm，兩幫為33mm；巷道最大頂底板變形量和最大兩幫變形量均在允許的范圍內。說明，該錨網噴聯合支護設計參數較合理。