小回溝煤礦松碎圍巖巷道支護優化設計
——基于拱-梁耦合理論

朱雨田，郭興明

（山西大同大學建筑與測繪工程學院，山西大同 037003）

山西小回溝煤業有限公司小回溝煤礦位于太原市清徐縣西北15 km 處，井田面積33.587 7 km2，開采深度+958～+630 m，生產能力3.0 Mt/a。目前主要開采2#煤層，上覆山體埋深達到700 m，煤層頂板屬于不穩定復合頂板。

2#煤層開拓大巷的西輔運大巷為6 240×4 570 mm矩形斷面，按懸吊理論設計，采用錨、索、網、噴聯合支護形式。成巷1 個月后，經現場勘查，出現強烈底鼓、頂板圍巖開裂、兩幫移近現象，部分區段巷道支護失效。經現場勘查和理論分析，認為造成這種現象的主要原因是初期支護按照懸吊支護理論進行設計[1]，單純地考慮了支護強度，未充分考慮不穩定頂板巖層容易風化的因素，導致支護完畢后頂板風化成細碎的巖粒，細碎巖粒掉落，造成支護失效。為了控制巷道圍巖變形、減弱礦壓顯現，決定對2#煤層2203工作面順槽巷道的支護采用拱-梁耦合理論進行優化設計[2]。

1 基于理論計算的錨桿支護參數

拱-梁耦合理論機理認為：淺部錨桿形成組合梁結構，控制淺部頂板的彎曲拉伸破壞和離層撓曲破壞，提高了淺部圍巖的完整性，可以為高預應力錨索托盤提供穩定的布置點，從而更好地提高預應力，發揮深部錨索壓縮拱的作用。相應的深部錨索在錨固力的作用下，一方面將深部軟弱夾層或煤層壓縮成拱，提高了特厚復合頂板自承能力；另一方面同時還為淺部錨桿組合梁增加了基點，減小了淺部錨桿組合梁的負載及簡支梁的跨度（減壓作用和減跨作用），從而增強特厚復合頂板強度、改善特厚頂板力學性能。在二者的耦合作用下，完成對特厚復合頂板的支護[3]。

2#煤層為特厚復合頂板，直接頂自下而上各巖層平均厚度：砂質泥巖5.1 m，煤1.2 m，細中砂巖4.62 m。為了研究便捷，將其視作組合梁構成的簡支梁[4]，其構建的力學模型如圖1，圖中L為直接頂極限跨距。

圖1 復合頂板構建的簡支梁力學模型

根據曲率大小對小回溝煤礦復合頂板進行分組，其計算公式為：

式中：ki為巖層曲率；ri為巖層曲率半徑；Mi為巖層的彎矩；Ii為巖層的慣性矩；Ei為巖層彈性模量。

在構建的簡支梁上任意x處，該點處的彎矩為：

式中：ρi為巖層視密度；hi為巖層厚度；g為重力加速度；l為簡支梁長度。

帶入式（1），可得：

按照以上公式，將巖層相關參數代入，經計算可能出現離層的部位在2#煤以上5.72～7.31 m處。因此，錨桿需錨固在0～5.72 m，錨索需錨固在7.31 m以上可以穩固頂板。

特厚復合頂板可視為由三組巖梁構成。根據組合梁拱理論，協調變形的三組梁的極限跨距Li計算公式為：

式中：RTj為每組巖梁抗拉強度；qj為每組巖梁承受的載荷。

經理論計算，2#煤直接頂極限跨距L＝28.86 m，遠超巷道的寬度5.2 m。因此，支護的關鍵是維護2#煤頂板的穩定性，最大程度減少應力集中，盡量使得巖體的應力均勻分布，避免受力截面上尺寸的突然發生變化，這是設計的關鍵所在。根據理論計算結果及工程地質條件分析，拱-梁耦合支護結構的錨固段分別在0.4～2.4 m與6.2～8.5 m范圍內，支護后形成多重拱-梁耦合結構。根據拱-梁上述計算結果，選用Φ21.8×8 300 mm長錨索可將這些不穩定巖層懸吊于上方厚穩定巖層，形成組合梁結構，保證巷道的安全穩定使用。

2 掘進支護參數計算

2203掘進工作面斷面為矩形，掘進寬5.2 m，掘進高3.0 m，掘進斷面積15.6 m2；借鑒初期開拓大巷的施工經驗，運輸順槽采用錨網索+鋼筋梯子梁支護。

依據小回溝地質報告，2#煤層頂板巖層普氏系數取3.3，設計主要為錨桿、錨索錨固在穩定頂板中，故只對長度進行計算，錨桿、索間排距以及強度校驗從略。

2.1 頂錨桿支護參數

式中：L為錨桿長度，m；L0為有效長度，取最大冒落拱高，m；K為安全系數，一般取1.5～1.8，設計取1.6；L1為錨桿錨入穩定巖層深度，一般按經驗取0.5 m；L2為錨桿在巷道中的外露長度，取0.1 m。

式中：a為巷道掘進半寬，取2.6 m；h為巷道掘進全高，取3.0 m；f為頂板巖層的普氏系數，取3.3；φ為兩幫圍巖的似內摩擦角，φ=arctan(f頂)=73.14°。

代入數據，從而求得L＝2.08 m。由此，設計初步確定錨桿長度為2.40 m。

2.2 幫錨桿長度

幫錨桿長度計算同式（6），其中：

式中：B為巷道掘進寬，設計取5.2 m；f為煤（巖）普氏系數，巷幫均為煤體設計，取1.3。

代入數據，從而求得L＝2.08 m。由此，設計初步確定幫錨桿長度為2.40 m。

2.3 錨索支護參數

根據拱-梁理論，經計算錨索長度取8.3 m。

2.4 錨桿梁的規格、性能與選擇

錨桿梁是組合錨桿支護中的關鍵構件之一，一般指鋼帶或鋼筋梯子梁[5]。在我國礦山應用比較多的有兩種形式的鋼帶，即平鋼帶和W 型鋼帶。鋼帶屬于塑性支護材料，結合小回溝頂板的條件，設計的意圖主要是通過有效的支護與頂板形成組合梁增加頂板的整體性，以維護頂板的完整性，故采用剛性較好的鋼筋焊制而成的梯子梁。頂錨桿每排配套使用一根Φ12×5 000 mm 鋼筋梯子梁。

3 巷道支護方案確定

3.1 頂板支護參數

錨桿：頂錨桿選用Φ22×2 400 mm左旋無縱肋螺紋鋼樹脂錨桿，鋼筋材質為HRB400，間排距800×900 mm，每排7根。除頂部兩側錨桿與頂板夾角為80°外其它錨桿均垂直頂板布置。頂部錨桿配套鋼筋梯子梁由Φ12 mm鋼筋焊接而成，鋼筋材質為HPB300，規格（長×寬）5 000×80 mm。錨固力為126 kN，預緊扭矩為300 N·m。

錨索：頂部錨索采用Φ21.8×8 300 mm 的1×19 股高強度低松弛預應力鋼絞線，每排3根，間排距2 000×1 800 mm，預緊力為250 kN。

3.2 幫部支護參數

幫錨桿選材同頂部，間排距1 100×900 mm，每排3根。除頂底部角錨桿與巷幫夾角為80°外，其它錨桿均垂直巷幫布置。

3.3 錨固劑

錨桿：樹脂加長錨固，采用2 支錨固劑，1 支MSCK2335和1支MSK2360樹脂錨固劑，MSCK2335在前（眼底），MSK2360在后。

錨索：樹脂加長錨固，1支MSCK2335和2 支MSK2360 樹脂錨固劑，MSCK2335 在前（眼底），MSK2360在后。

3.4 錨桿與錨索托盤

頂部錨桿配套選用150×150×12 mm拱形高強度托盤，幫部托盤采用250×250×10 mm錨桿托盤。配合螺母、墊圈，力學性能和錨桿桿體配套。錨索配套選用300×300×16 mm拱形高強度托盤。

3.5 金屬網

頂幫均采用8#鍍鋅鐵絲制成的金屬菱形網，網片規格為3 000×1 000 mm，網格規格為50×50 mm。網與網之間搭接長度100 mm，綁扎間距為100 mm；綁絲使用雙股16#鐵絲。

2203工作面支護設計如圖2、3。

圖2 2203工作面巷道支護斷面

圖3 2203工作面支護俯視圖

4 現場實測驗證

在2203掘進工作巷道每隔50 m布置頂板離層觀測點，每處測點安裝1個頂板離層儀，布置在巷道正中，打Φ28 mm鉆孔打設與錨索孔深相一致的眼孔安裝離層儀，頂板離層儀淺部基點設置在2.4 m位置，深部基點設置在8.3 m 位置。實驗以1 000～1 300 m 作為研究對象，記錄頂板離層量時對同一高度的6 個測點取平均值，經過56 d的觀測繪得的頂板離層量-時間曲線如圖4。

圖4 頂板離層量-時間曲線圖

由圖4可知，容易產生離層的泥巖和中-細砂巖頂板，2.4 m處的測點7 d內變化速率最大，最大均值為33.23 mm，在21 d后變化速率趨于0；8.3 m處測點7 d內變化速率最大，最大值為18.88 mm，在14 d后頂板離層變化速率趨于為0。采用拱-梁耦合理論，容易發生離層的層位均未發生顯著離層現象頂板完整型較好，支護效果基本達到預期。支護現場效果如圖5。

圖5 現場支護圖

5 結論

（1）含煤復合頂板支護因埋深高應力的影響，頂板發生拉伸、剪切破壞，存在多重層現象；單純的錨網索支護容易應力集中，導致頂板碎化，使得物理力學條件更差，出現頂板逐步破碎，形成網兜、兩肩破碎嚴重，從而導致頂板支護失效。

（2）基于組合梁理論，利用曲率差異對含煤特厚復合頂板離層情況和范圍進行理論計算，并根據離層情況確定錨桿組合梁和錨索壓縮拱錨固段分別是0.4～2.4 m 以及6.2～8.5 m 范圍內。

（3）依照理論計算結果，現場實測驗證采用該支護方案能夠增強煤特厚復合頂板組合梁支護效果。