王莊煤礦薄煤層半煤巖巷錨桿支護設計

王向宏，姜 濤，崔云德，王傳兵，陳 濤

（1.淄博市王莊煤礦有限公司，山東 淄博 255400；2.山東理工大學 資源與環境工程學院，山東 淄博 255000）

據統計半煤巖巷約占我國煤礦巷道掘進總量的20%，且其非均質和分層的特性使得巷道圍巖穩定性控制難度增加。國內外諸多專家學者針對半煤巖巷圍巖變形規律及支護技術進行了大量研究并取得一系列成果[1-10]，例如，張滿華等[1]通過現場調研、數值模擬及工程實踐研究了大埋深和圍巖的各向異性是造成深部高應力半煤巖巷失穩的主要原因，并確定了支護優化方案；姚琦等[2]基于極破碎圍巖半煤巖巷受到吸水膨脹、軟弱夾層和節理等弱結構面多重影響造成巷道變形破環嚴重問題，提出了“全斷面錨索+金屬網、鋼帶、梯子粱”聯合支護方案；余偉健等[3]認為半煤巖巷圍巖失穩的主要路徑為：圍巖強度較低→節理裂隙發育(外界環境及擾動作用下)→碎脹變形→應力疊加及流變→大變形，并提出了以“桁架錨索”為核心的“錨、網、索、梁”綜合支護技術。

現研究成果基本集中在半煤巖巷變形機制和支護技術方面的研究，針對薄煤層半煤巖巷錨桿支護設計研究較少，未充分重視巷道圍巖本身不同力學性質和性質突變帶來的影響，使得一方面局部支護不足造成安全隱患，另一方面支護能力過剩，浪費支護材料，降低支護效率。錨桿支護是維持巷道圍巖穩定重要組成部分，合理的支護方案是保證煤炭資源安全高效開采的前提條件之一。巷道圍巖力學屬性的多樣化導致半煤巖巷開挖后圍巖變形破壞特征與常規全煤（巖）巷不同。因此，以王莊煤礦4007工作面膠帶順槽為研究對象，基于多種錨桿支護理論研究并設計薄煤層半煤巖巷錨桿支護方案，研究結果可為類似巷道錨桿支護設計提供理論依據及工程參考。

1 工程概況

王莊煤礦4007工作面開采4-2煤層，平均埋深442 m，煤層平均厚度1.45 m，中部有一層約0.1～0.2 m的夾矸，屬薄煤層，煤層傾角6°。工作面膠帶順槽位于工作面北側（見圖1），主要承擔運煤任務，巷道沿4-2煤層頂板掘進，采用綜掘工藝。巷道設計斷面為寬3.0 m，高2.4 m，巖層占巷道斷面面積為1/5～4/5，屬于半煤巖巷。煤體內摩擦角為31.20°，內聚力為1.38 MPa，煤層重力密度14.55 kN/m3，巖層重力密度25.48 kN/m3。巷道直接頂為泥巖（f=3），基本頂為砂巖（f=4），直接底為粉砂巖。

工作面原支護設計方案：頂板錨桿選用直徑16 mm，長度2.5 m的螺紋鋼，錨固長度為0.50 m，錨桿間排距為0.8 m×0.8 m，幫部錨桿選用直徑16 mm，長度2.5 m的螺紋鋼，錨固長度為0.50 m，錨桿間排距為0.8 m×0.8 m。不僅支護成本高，而且支護效率較低，加劇了薄煤層開采中由于采掘比較低造成的采掘接續緊張。

圖1 4007工作面平面布置

2 錨桿支護設計方案

2.1 錨桿支護設計理論

目前關于巷道錨桿支護設計的理論方法多種多樣，其中現場應用較廣的有懸吊理論[11]、組合梁理論[11]、組合拱理論[11]以及極限平衡區和非彈性區理論[12]設計方法。

懸吊理論主要適用于松散、破碎巖層，且只考慮錨桿的抗拉作用，未考慮錨桿的抗剪能力及圍巖的自承能力，因此理論計算值與實際錨桿載荷差別較大。

組合梁理論認為以錨桿錨固巖層對巖層產生約束作用，形成組合梁結構，通過加厚組合梁結構，使梁的最大應變值變小。但組合梁理論只考慮頂板上方垂直應力的作用，沒有涉及水平應力對組合梁強度的作用，且組合梁有效組合厚度很難確定。

組合拱（自然平衡拱）理論認為在巷道圍巖表面形成一個加固拱的承載結構，通過錨桿支護作用使加固拱的厚度增大，以此增強圍巖的穩定性。但加固拱理論設計方法缺乏對其影響因素的確定，巷道圍巖巖性的不確定造成加固拱厚度很難確定。

極限平衡區和非彈性區理論將巷道等效為巖性均質的圓形巷道，認為巷道開挖后巷道圍巖將產生松散區和塑性變形區，依據各變形區影響范圍設計合理的支護方法。但巷道掘進過程中的巷道圍巖巖性多變，很難達到圍巖巖性均質統一，因此該理論只適用于全巖巷道或煤巷。

因此，應結合薄煤層半煤巖巷道圍巖力學性質各向異性特點，綜合以上各錨桿支護設計理論的特點，確定合理支護方案。

2.2 錨桿支護設計方案

由于煤體的抗壓強度、抗剪強度和抗拉強度等物理力學性能明顯低于巖體，因此，應綜合分析巖層及煤層的相互作用關系。綜合考慮薄煤層半煤巖巷道圍巖力學性質各向異性特點、幫部煤層變形破壞對頂板巖層的影響及頂板支護對幫部變形破壞的影響及各錨桿支護設計理論的特點，以4007工作面膠帶順槽為工程背景，根據極限平衡區和非彈性區理論及組合拱（自然平衡拱）理論[11-12]進行錨桿支護設計。

（1）外接圓半徑計算

式中：r0為外接圓半徑，m；a為取巷道半跨距，為1.5 m；h為巷道高度，為2.4 m。得：

r0=（1.52+1.22）1/2=1.93 m。見圖2。

圖2 4007工作面膠帶順槽外接圓斷面

（2）巷道塑性區最大半徑和巷道松動圈半徑計算

在煤礦巷道開挖初期未支護情況下，根據極限平衡區和非彈性區理論[12]計算巷道塑性區最大半徑為：

根據極限平衡區和非彈性區理論[12]計算巷道松動圈半徑為：

式中： Rp為巷道塑性區最大半徑，m；R為巷道松動圈半徑，m；r0為外接圓半徑，m；c為巷道圍巖粘聚力，MPa；σt為原巖應力，MPa；φ為巷道圍巖內摩擦角。

代入數據計算得：

（3）根據組合拱（自然平衡拱）理論[11]計算巷道頂部及兩幫塑性區范圍

①巷道幫部塑性區深度

式中：C為巷道幫部塑性區深度，m；Kcx為巷道周邊擠壓應力集中系數，按巷道斷面形狀與寬高比確定；γ為巷道幫部圍巖平均容重，取煤層容重1.33 kN/m3；H為巷道距地表深度，m；B為表征采動影響程度的無因次參數，無采動取1，有采動取2；fy為幫部硬度系數，取煤層值0.84；h為巷道高度，m；φ為圍巖內摩擦角。

代入數據計算得：

C為負值表明煤巖體穩定，正值表示煤巖體發生破壞。

②頂板巖層塑性區深度

式中：b0為頂板巖層塑性區深度，m；a為巷道半跨距，m；C為巷道幫部塑性區深度，m，由①計算得到巷道穩定，此處取值為0；α為煤層傾角，°；ky為待錨巖層的穩定系數，當巖石f=3～4時，取0.45；f=4～6時，取0.6，f=6～9時，取0.75；fn為錨固巖層的硬度系數，此處巖層取值4。

代入數據計算得：

（4）錨桿長度及間排距設計

根據極限平衡區和非彈性區理論[12]計算冒落拱內錨桿承載煤巖體的重量：

式中：G為冒落拱內錨桿承載煤巖體的重量，kN；h1為冒落拱的最大高度，m；k為動壓系數，有動壓力存在時為2.0，無動壓力存在時為1.0；γ為頂部煤巖體容重，取值26 kN/m3；b為巷道跨度，m；D為錨桿排距0.8～1.0 m（見表1）；f為圍巖硬度系數，此處綜合煤巖體硬度系數取平均值2。

當D取值0.8 m時，G=144 kN；當D取值0.9 m時，G=163 kN；當D取值1.0 m時，G=181 kN。

代入數據計算得：

表1 巷道松動圈支護理論主要支護參數選擇

則頂板每排錨桿的根數為：

式中：n為頂板每排錨桿根數；G為冒落拱內錨桿承載煤巖體的重量，kN；P為錨桿設計錨固力，取值50 kN。

當G=144 kN時，n=2.88；當G=163 kN時，n=3.26；當G=181 kN時，n=3.62。結合現場實際情況，取n=4。

根據極限平衡區和非彈性區理論[12]計算巷道錨桿錨固長度：

式中：m為安全系數，一般取值1.2～1.5；G為冒落拱內錨桿承載煤巖體的重量，kN，取上述計算最大值181 kN；n為頂板每排錨桿根數；τ為錨固體系的抗剪強度，取錨固體系抗壓強度的1/12，MPa；d為錨桿直徑，0.016 m。得：

則巷道頂板錨桿設計長度應為：

幫錨桿的設計長度應為：

式中：Ld為頂錨桿長度，m；Lb為幫錨桿長度，m；L1為錨桿錨固長度，m；L2為錨桿外露長度，一般取0.10 m。

根據以上理論計算得出頂板錨桿設計長度Ld=1.67 m，錨固長度至少為0.46 m。根據巷道幫部塑性區深度C值計算為負值表明幫部圍巖穩定，巷道幫部不作支護設計。結合表1，則頂板錨桿選用直徑16 mm，長度2.0 m的螺紋鋼，錨固長度為0.50 m，錨桿間排距為0.9 m×0.9 m。支護設計見圖3。

圖3 4007工作面膠帶順槽支護斷面

3 巷道變形監測分析

利用上述支護方案現場施工后，對按此方案支護試驗段巷道進行巷道變形監測，監測數據可用于支護效果評價依據，并為后期支護方案優化提供依據。采用“十字”布點法，對巷道頂底板和兩幫移近量進行監測，監測結果見圖4。從圖4可知巷道圍巖位移量呈上升狀態，且前10天范圍內變形速率較大，15天后，巷道圍巖逐漸趨于穩定，巷道頂底板最大移近量為160 mm，兩幫最大移近量為114 mm，表明巷道圍巖穩定。

圖4 巷道圍巖變形監測結果

4 結語

以4007工作面膠帶順槽為工程背景，綜合多種錨桿支護設計理論，結合半煤巖巷圍巖結構的各向異性特點，提出了針對薄煤層半煤巖巷的錨桿支護設計方案，即頂板選用直徑16 mm，長度2.0 m的螺紋鋼錨桿支護，錨固長度為0.50 m，錨桿間排距為0.9 m×0.9 m。現場施工后，巷道圍巖變形穩定，頂底板最大位移近為160 mm，兩幫最大移近量為114 mm。

該支護方案取消了幫部錨桿，縮小了頂部錨桿長度，增大了錨桿間排距，減少了錨桿數量。在保證巷道圍巖穩定的情況下，節省大量支護材料，降低支護成本，而且提高了支護效率，緩解了薄煤層開采中面臨的采掘接續緊張局面。