南溝煤礦蹬空區首采工作面兩巷支護參數選擇

韓余成

（江蘇省第一工業設計院股份有限公司，江蘇 徐州 221006）

1 概況

南溝煤礦井田面積7.635 6 km2。采用斜井—平硐開拓方式[1]，主采2#、5#煤層。2#煤層下距5#煤層平均46.48 m，2#煤層平均厚度為2.06 m，直接頂板為泥巖、粉砂巖及砂質泥巖，底板為泥巖、砂質泥巖或中粒砂巖。根據南溝煤礦生產礦井地質報告、巷道圍巖地質力學測試報告及圍巖物理力學試驗得到該礦地應力、圍巖結構、圍巖強度測試結果[2-3]。通過力學試驗，測定煤層頂板各巖層的力學參數，細砂巖單軸抗壓強度為76.1 MPa、抗拉強度為10.2 MPa，泥巖單軸抗壓強度為25.8 MPa、抗拉強度為2.49 MPa，粉砂巖單軸抗壓強度為69.0 MPa、抗拉強度為4.92 MPa。

蹬空區2#煤首采工作面下方5#煤為采空區。工作面運輸巷、回風巷凈斷面尺寸為5.0 m×3.2 m，面積16.00 m2。

2 巷道支護設計

2.1 巷道支護原則

（1）一次支護原則。兩巷支護應盡量一次就能有效控制巷道變形，避免二次或多次支護。

（2）高預應力和預應力擴散原則。一是要采取有效措施給錨桿施加較大的預應力；二是通過托板、鋼帶等構件實現錨桿預應力的作用范圍。

（3）“三高一低”原則。即強度、剛度、可靠性高與支護密度低。

（4）臨界支護強度與剛度原則。錨桿支護系統的強度與剛度要大于臨界值。

2.2 巷道支護形式和主要參數

2#首采面兩巷沿2#煤層底板掘進，支護形式應采用錨桿、錨索聯合支護方式。依據加固拱理論[4-5]和懸吊理論[6]進行設計計算。

2.2.1 巷道理論半徑的確定

根據極限平衡拱理論確定巷道理論半徑，從而進行錨桿參數的計算。

2.2.2 巷道當量半徑

巷道當量半徑根據式（1）進行計算。

式中：rs為巷道等效半徑，m；S為實際巷道的斷面面積，運輸順槽、回風順槽斷面積為5 m×3.2 m=16 m2；kx為巷道斷面修正系數，對于矩形巷道取1.2。計算得運輸順槽、回風順槽rs=2.71 m。

2.2.3 巷道等效半徑

巷道等效半徑根據式（2）進行計算。

式中：h為巷道高度，取3.2 m；b為巷道寬度，取5 m。計算得運輸順槽、回風順槽ry=2.97 m。

2.2.4 巷道理論半徑

r0=min（rs，ry），即運輸順槽、回風順槽r0=2.71 m。

2.3 極限平衡區深入圍巖深度的確定

（1）非采動影響時周邊極限平衡區半徑R計算公式為：

（2）進一步便可確定極限平衡區深入巷道圍巖的深度：

頂板極限平衡區深入深度L頂=R-h/2=4.00-1.60=2.40 m；巷幫極限平衡區深入深度L幫=Rb/2=4.00-2.50=1.50 m。

2.4 錨桿參數的確定

2.4.1 錨桿長度的確定

錨桿長度計算經驗公式：

式中：kwy為圍巖影響系數，一般取0.9～1.2，圍巖不穩定時，取大值；Bhd為巷道跨度，m。現分別對各個巷道的錨桿長度進行計算。

考慮兩巷布置在蹬空區的情況，kwy取1.2，其中回風順槽寬度5.0 m，代入式（4）求得錨桿長度為2.4 m。

2.4.2 錨桿間排距的確定

對于不穩定圍巖，該礦支護經驗是錨桿間排距為0.6～1.0 m，根據低支護密度的支護原則，確定錨桿間、排距范圍為0.7～0.9 m。

考慮到設計巷道處于蹬空區實際情況，為了保證巷道的安全性，決定頂錨桿間距為0.75 m，排距為0.8 m，幫錨桿的間距為0.7 m，排距為0.8 m。

2.4.3 錨桿直徑d的確定

錨桿直徑可由下式計算得出：

式中：d為錨桿直徑，mm；L為錨桿長度，m。

由上式計算可得，d=2.4/110=21.8 mm，取值22 mm，桿體為左旋無縱筋螺紋鋼筋。

2.4.4 錨桿錨固長度及錨固劑選擇

錨桿設計錨固力不小于錨桿屈服力的標準值，對于左旋無縱筋螺紋錨桿，其屈服力的標準值根據式（6）進行計算：

式中：Q桿為錨桿錨固力，N；R桿為錨桿半徑，mm；σs為錨桿桿體屈服強度，MPa，本設計中為335 MPa。代入相關參數可得兩巷錨桿屈服力標準值為127 kN，即設計錨固力不小于127 kN。

錨固長度由式（7）進行計算：

式中：Pm為設計錨固力，kN；R孔為錨桿孔半徑，取15 mm；τ為樹脂錨固劑與鉆孔壁間的粘結強度，取τ=2.2 MPa，巷道處于蹬空區故粘結強度應取弱化后的值為原強度的60%；R藥為樹脂錨固劑半徑，11.5 mm。代入相關參數可得運輸順槽、回風順槽錨固長度=1021 mm。由式（8）可計算運輸順槽、回風順槽所需樹脂錨固劑長度L藥=803 mm。

由于蹬空區圍巖較為破碎，因此選用加長錨固方式，加長錨固方式一般錨固劑選取一支速度相對較快配合一支速度相對較慢的錨固劑使用。設計選用錨固劑規格為一支MSCK2335 和一支MSZ2360，錨固長度經計算為1208 mm。

2.5 錨索參數的確定

2.5.1 錨索的錨固力

錨索的錨固力不應小于錨索承載力的60%，本次選用錨索整根鋼絞線的最大力不小于607 kN。錨索設計錨固力不小于364 kN。

2.5.2 錨索的錨固長度

經過研究分析，確定兩巷支護采用“錨網索+鋼帶+長短錨索”控制原理與技術。根據式（7），由于錨索與圍巖粘結強度低于錨桿與圍巖粘結強度，因此粘結強度取τ=2.0 MPa。由于巷道處于蹬空區粘結強度弱化為原來的60%，長錨索（直徑21.8 mm）孔直徑30 mm，短錨索（直徑21.8 mm）孔直徑30 mm，計算所需錨索錨固長度不小于3.218 m。根據式（8）計算錨索錨固劑長度不小于2.58 m，因此長錨索選擇2 支MSZ2360 與2 支MSCK2335組合，錨固劑長度為2.50 m。經計算該組合下錨固長度為3.11 m。

2.5.3 錨索的長度

錨索長度可參考下式設計：

式中：L為錨索的總長度，m；La為錨索在較穩定巖層的錨固長度，取2.05 m；Lb為需懸吊的不穩定巖層厚度，短錨索厚度取2.09 m，長錨索取4.94 m；Lc為托板及錨具的厚度，0.15 m；Ld為外露張拉長度，0.3 m。

計算可得：短錨索為4.59 m，長錨索為 7.44 m。因此短錨索長度選擇5.3 m，長錨索長度選擇8.3 m。

2.5.4 錨索的間排距

加固拱厚度以及錨桿長度與錨桿間排距有以下近似關系：

式中：m為加固拱厚度，取值0.5 m；α為錨桿的控制角，巖層的硬度越大，則控制角也越大， 2#煤頂板較硬，控制角取值89°；α桿1為錨桿的間距，本設計取值0.75 m。求得L桿2=0.513 m。

錨索間距應根據錨桿間距確定，每隔2～3 排錨桿應布置1 根錨索。錨索的排距按式（11）計算。

式中：α索1、α索2為錨索間距、排距，m；K1為安全系數，一般取2～5，巷道位于蹬空區，取值5；h為頂板巖層錨索支護范圍，h=L桿2+L桿3=1.721 m；γ為頂板巖層的平均重力密度，14.2 kN/m3；L桿2為錨桿的有效長度，0.513 m；L桿3為錨桿的錨固長度，取1.208 m。

依次帶入相關參數得長錨索α索2不大于3.0 m，短錨索α索2不大于2.0 m，因巷道處于蹬空區，故需將錨索密度增加，錨索間距為2.0 m，排距為0.8 m。

3 結語

蹬空區布置的首采工作面兩巷支護方式和支護參數的選擇是在礦方已有支護設計的基礎上，結合井下實際揭露情況、測點數據和地質力學條件，采用理論分析并結合該礦實際情況進行設計。根據以上選擇參數進行支護，能較好地提高巷道穩定性，解決蹬空區開采的首要難題。