新景礦8128 綜采面進風巷錨桿支護參數研究與試驗

潘智虎

（山西新景礦煤業有限責任公司，山西 陽泉 045000）

我國煤礦以地下開采為主，需要掘進大量的巷道，每年長度已超過了2 萬km，保證服務期內巷道的穩定是保證煤礦安全開采的關鍵因素之一[1-2]。針對地下巷道圍巖控制問題，國內外專家技術人員進行了相關研究和試驗，形成了懸吊、組合梁、壓縮拱等理論，指導了巷道支護設計。大量工程實踐表明了錨桿支護具有支護效果好、施工速度快、成本低的優點，廣泛應用于煤礦巷道支護中[3-5]。本文以新景礦8128 綜采面進風巷生產地質條件為工程背景，建立試驗巷道錨桿預應力計算模型，分析不同支護參數對錨桿預應力分布影響規律，開發新景礦8128 綜采面進風巷預應力錨桿支護技術與參數，并進行工業性試驗。

1 工程概況

新景礦8128 綜采面位于+525 m 水平8#煤北翼采區，工作面地面標高850～1042 m，工作面標高520～556 m，埋藏深度為336～506 m。工作面東側、西側分別為8127 工作面、8129 工作面，南與北翼采區大巷相連。工作面開采8#煤層，煤層平均厚度2.94 m，煤層結構為0.28（0.15）1.15（0.37）0.99，煤層傾角2°～10°，平均傾角6°。工作面老頂為厚度6.65 m 的灰白色中粒砂巖，硅質膠結；直接頂為厚度8.08 m 的黑色泥巖，常相變為砂質泥巖；直接底為厚度1.87 m 的灰黑色砂質泥巖。根據生產地質條件以及巷道服務需求，設計8128 綜采面進風巷為矩形斷面，掘進寬度5.2 m，掘進高度3.0 m。試驗巷道采掘工程平面圖如圖1。

圖1 試驗巷道采掘工程平面圖

2 支護參數對錨桿預應力分布影響規律分析

針對8128 綜采面進風巷生產地質條件，采用FLAC3D數值模擬軟件，建立巷道錨桿預應力數值計算模型，分析支護參數對錨桿預應力分布影響規律。

（1）錨桿預緊力

圖2 給出了不同錨桿預緊力下預應力分布云圖。可以看出：隨著錨桿預緊力增加，錨桿形成的壓應力范圍和集中程度顯著增加，當預緊力大于20 kN時，單個錨桿形成的壓應力疊加形成壓應力拱形結構，有利于巷道圍巖控制，因此，確定試驗巷道錨桿預緊力應不低于20 kN。

圖2 不同錨桿預緊力下預應力分布云圖

（2）錨桿長度

由圖3 可知，錨桿長度增加，壓應力范圍增加，壓應力集中程度減小，因此錨桿長度并非越長越好，確定試驗巷道錨桿長度為2.0 m 為宜。

圖3 不同錨桿長度下預應力分布云圖

（3）錨桿密度

由圖4 可知，錨桿密度較小時（間距較大），錨桿形成的壓應力范圍相對獨立。隨著錨桿密度的增加，形成的壓應力出現疊加，有利于形成整體的錨桿支護，可實現巷道圍巖的穩定控制。因此，確定試驗巷道錨桿間距應不大于0.9 m 為宜。

圖4 不同錨桿密度下預應力分布云圖

3 預應力錨桿支護技術與參數

基于8128 綜采面進風巷生產地質條件、支護參數對錨桿預應力分布影響規律分析，開發新景礦預應力錨桿支護技術。圖5 為試驗巷道支護斷面圖，具體技術參數如下：

圖5 巷道支護斷面圖（mm）

（1）頂板支護：頂板采用錨網索聯合支護。頂板采用規格Φ20 mm×2000 mm、鋼號500 的高強螺紋鋼錨桿，每排布置6 根，間排距設計0.9 m，錨桿配套規格150 mm×150 mm×10 mm、承載能力大于210 kN 的拱形墊片，并配ck2330 型、z2350型錨固劑各1 支，預緊扭矩300 N·m，錨桿采用規格280 mm×4 mm×4800 mm 的W 鋼帶連接。錨索采用規格Ф17.8 mm×5200 mm、結構1×7 的鋼絞線，每排布置2 根，間排距設計1.8 m，配套規格300 mm×300 mm×16 mm、承載能力大于210 kN的拱形托盤，配1 支ck2330 型、3 支z2350 型錨固劑。金屬網采用10#鐵絲編制的經緯網雙層網，網片規格5.6 m×1.0 m。

（2）幫部支護：幫部采用錨網索聯合支護。采用規格Φ20 mm×2000 mm、鋼號500 的高強螺紋鋼錨桿，每排布置3 根，間距設計1.0 m，排距設計0.9 m，錨桿配套150 mm×150 mm×10 mm、承載能力大于210 kN 的拱形墊片和規格280 mm×4 mm×460 mm 的W 鋼帶，并配ck2330 型、z2350型錨固劑各1 支，預緊扭矩300 N·m。錨索采用規格Φ17.8 mm×4200 mm、結構1×7 的鋼絞線，每排布置2 根，間排距設計1.8 m，配套規格300 mm×300 mm×16 mm、承載能力大于210 kN 的拱形托盤，配1 支ck2330 型、2 支z2350 型錨固劑。金屬網采用10#鐵絲編制的經緯網雙層網，網片規格2.8 m×1.0 m。

4 現場試驗

將開發的預應力錨桿支護技術應用于8128 綜采面進風巷，同時采用十字測試法監測巷道變形（布置固定長400 mm 的木樁作為觀測基點，如圖6）。圖7 為8128 綜采面進風巷掘進后圍巖變形曲線圖。由圖7 可知，距巷道掘進頭0～100 m 范圍內圍巖變形量相對較大，圍巖變形速度相對較快；距掘進頭100 m 時巷道采煤幫移近量約120～130 mm，煤柱幫移近量約100～110 mm，頂板移近量約165～180 mm，底板移近量約75～85 mm；距掘進頭100 m 范圍外，巷道移近速度逐漸減緩。巷道圍巖穩定后，巷道采煤幫移近量約155～165 mm，煤柱幫移近量約135～160 mm，頂板移近量約200～210 mm，底板移近量約100～110 mm。整體看，8128 綜采面進風巷圍巖變形量均可控，同時現場未發現巷道大變形現象，證明了8128 綜采面進風巷預應力錨桿支護技術及參數的合理性。

圖6 圍巖變形監測測站布置（mm）

圖7 圍巖變形曲線圖

5 結語

以8128 綜采面進風巷生產地質條件為工程背景，建立了試驗巷道錨桿預應力計算模型，分析不同支護參數對錨桿預應力分布影響規律，開發8128綜采面進風巷預應力錨桿支護技術與參數，并進行工業性試驗。巷道掘進穩定后，其采煤幫移近量約155～165 mm，煤柱幫移近量約135～160 mm，頂板移近量約200～210 mm，底板移近量約100～110 mm。整體看，圍巖變形量均可控，證明了8128 綜采面進風巷預應力錨桿支護技術及參數的合理性。